1(129)2012 - Instytut Techniki Górniczej KOMAG

Transkrypt

1(129)2012
Kwartalnik naukowo-techniczny
ROK XXX, marzec 2012
Zespół Redakcyjny:
Redaktor Naczelny:
dr inż. Antoni Kozieł
Z-ca Redaktora Naczelnego:
dr inż. Edward Pieczora
Sekretarz Redakcji:
mgr inż. Romana Zając
Redaktor statystyczny:
mgr Magda Szczygłowska
Redaktor językowy:
mgr Anna Okulińska
Redaktorzy tematyczni:
prof. dr hab. inż. Marek Jaszczuk
prof. dr hab. inż. Adam Klich
prof. dr hab. inż. Zdzisław Kłeczek
prof. dr hab. inż. Aleksander Lutyński
prof. dr inż. Włodzimierz Sikora
dr hab. inż. Stanisław Szweda,
prof. nadzw. w Pol. Śl.
prof. dr hab. inż. Teodor Winkler
Wydawca
Instytut Techniki Górniczej KOMAG
ul. Pszczyńska 37, 44-101 Gliwice
tel. 32 2374 528
fax 32 2374 304
http://www.komag.eu
Redakcja nie zwraca nadsyłanych
artykułów i nie odpowiada za treść
ogłoszeń i reklam.
Wersję papierową wydawanego
kwartalnika należy traktować jako
wersję pierwotną.
Skład i druk:
KOMDRUK-KOMAG Sp. z o.o.
ul. Pszczyńska 37, 44-101 Gliwice
tel.: 32 2374 563
Szanowni Państwo
W 2012 roku spółki węglowe deklarują zwiększenie wydobycia węgla, co niewątpliwie spowoduje wzrost nakładów na
rozwój, a tym samym poprawę kondycji zaplecza górniczego.
W sektorze zaplecza górniczego zauważa się wyraźną konsolidację. Grupy kapitałowe grupujące producentów maszyn
i urządzeń dla górnictwa, takie jak: FAMUR i KOPEX, podjęły
wysiłek modernizacji parku technologicznego i opracowania
innowacyjnych rozwiązań dla górnictwa.
Powstały centra badawcze, zlokalizowane zarówno przy najlepszych polskich uczelniach, jak i ośrodkach przemysłowych.
W celu integracji środowiska producentów maszyn i urządzeń
dla górnictwa oraz dla zwiększenia efektywności komercjalizacji wyników prac badawczo-rozwojowych z inicjatywy
Instytutu Techniki Górniczej KOMAG w 2011 r. utworzono Klaster
Maszyn Górniczych.
Analizując obecne rozwiązania stosowane przez polskich
producentów maszyn górniczych można śmiało stwierdzić, iż
oferują rozwiązania technologiczne na światowym poziomie,
które są w stanie konkurować z międzynarodowymi potentatami. Pojawiają się nowe technologie: informacyjne, telekomunikacyjne, zaawansowane systemy wytwórcze i technologie
mikroelektroniczne (KET-Key Enabling Technologies) decydujące
o rozwoju cywilizacyjnym oraz technologie decydujące o rozwoju gospodarki tj: czyste technologie węglowe, technologie
racjonalnego gospodarowania energią, technologie wytwarzania
urządzeń dla górnictwa, czy technologie pozyskiwania surowców mineralnych.
W niniejszym wydaniu „Maszyn Górniczych” prezentujemy
wyniki kolejnych prac badawczych i rozwojowych z zakresu
innowacyjnych maszyn i urządzeń dla górnictwa, będącymi
przykładami rozwoju produktów cechujących się wysokimi
wymaganiami jakościowymi, sprawnością i niezawodnością
systemów oraz pracą urządzeń w niejednokrotnie ekstremalnych warunkach otoczenia.
Życząc Państwu przyjemnej lektury zapraszamy tradycyjnie
do współpracy.
Nakład 180 egz.
PL ISSN 0209-3693
Redaktor Naczelny
dr inż. Antoni Kozieł
Spis treści
Contents
PROJEKTOWANIE I BADANIA
DESIGNING AND TESTING
Kaczmarzyk P., Szweda S.: Analiza spadków
ciśnienia w magistrali zasilającej sekcje obudowy zmechanizowanej ....................................
3
Kaczmarzyk P., Szweda S.: Analysis of pressure drops in a pipeline supplying poweredroof supports ....................................................
3
Chlebek D., Mazurek K., Szweda S.: Monitorowanie pracy stojaków ciernych ...................
9
Chlebek D., Mazurek K., Szweda S.: Monitoring of operation of frictional legs .....................
9
OBUDOWY ŚCIANOWE
LONGWALL ROOF SUPPORTS
Szyguła M., Cieślak Z., Gerlich J.: Identyfikacja
trwałości stojaków i siłowników wykonawczych
stosowanych w sekcjach obudowy zmechanizowanej ............................................................ 14
Szyguła M., Cieślak Z., Gerlich J.: Identification of life of legs and actuating cylinders
used in powered-roof supports ........................ 14
TRANSPORT I ODSTAWA
TRANSPORT AND CONVEING
Budzyński Z., Drwięga A., Kaczmarczyk K.,
Pieczora E.: Innowacyjne rozwiązania górniczych urządzeń transportowych z napędem
akumulatorowym .............................................. 19
Budzyński Z., Drwięga A., Kaczmarczyk K.,
Pieczora E.: Innovative solutions of mining
transportation equipment with battery drive ..... 19
WENTYLACJA I KLIMATYZACJA
VENTILATION AND CONDITIONING
Jedziniak M.: Analiza systemów wentylacji i odpylania wyrobisk korytarzowych w kopalniach
Kompanii Węglowej S.A. .................................. 26
Jedziniak M.: Analysis of ventilation systems
and dust control systems of roadways in mines
of Coal Company, JSC .................................... 26
PRZERÓBKA MECHANICZNA
MECHANICAL MINERAL PROCESSING
Kowol D.: Badania dynamiki kształtowania się
warstw gęstościowych w osadzarce przemysłowej .................................................................... 32
Kowol D.: Tests of dynamics of density layers
formation in an industrial jig ............................. 32
OCHRONA ŚRODOWISKA
ENVIRONMENT PROTECTION
Jedziniak M.: Metody i środki zwalczania zapylenia w rejonach układów nawęglania zakładów
energetycznych ................................................ 38
Jedziniak M.: Methods and measures for dust
control in the areas of carburization systems of
power plants ..................................................... 38
HYDRAULIKA I PNEUMATYKA
HYDRAULICS AND PNEUMATICS
Nieśpiałowski K.: Filtr rewersyjny FR-80 .......... 44
Nieśpiałowski K.: FR-80 reversible filter .......... 44
NAPĘDY I STEROWANIE
DRIVERS AND CONTROL SYSTEMS
Kaczmarczyk K.: Badania górniczego napędu
spalinowego w aspekcie emisji substancji toksycznych ........................................................... 48
Kaczmarczyk K.: Tests of mining diesel drive in
the aspect of emission of toxic substances ...... 48
WARTO PRZECZYTAĆ
WORTH TO READ
Recenzja monografii D. Jasiulka, J. Świdra ......
53
Review of Dr D.Jasiulek`s, J. Świder`s monography 53
Tematyczny wykaz artykułów opublikowanych
w „Maszynach Górniczych” w 2011 roku .......... 55
List of papers published in „Mining Machines”
in 2011 .............................................................. 55
Mgr inż. Piotr KACZMARZYK
Prof. dr hab. inż. Stanisław SZWEDA
Politechnika Śląska
Analiza spadków ciśnienia w magistrali zasilającej
sekcje obudowy zmechanizowanej
Streszczenie
Summary
Przedstawiono problematykę projektowania układu
zasilania hydraulicznego sekcji obudowy zmechanizowanej w wysoko wydajnej ścianie. Oprócz konfiguracji
samej magistrali istotne znaczenie w procedurze projektowania mają opory przepływu, charakteryzowane
przez współczynnik strat liniowych. Przedstawiono
propozycję wyznaczania jego wartości na podstawie
opublikowanych wyników spadków ciśnienia. Przedstawiono przykład projektowania magistrali zasilającej.
Problems of designing of hydraulic supply system of
powered-roof support in high-productive longwall panel are presented. Besides configuration of the pipeline, flow resistance, characterized by a coefficient of
linear losses, are also important in a designing procedure. A suggestion of determination of this coefficient
on the basis of published results of pressure drops is
presented. An example of designing of supply pipeline
is given.
1. Wprowadzenie
Wymagania wysokiej wydajności wydobycia stawiane kompleksom ścianowym wymuszają konieczność
racjonalnego zaprojektowania wszystkich elementów
kompleksu ścianowego w aspekcie założenia celu
technicznego. Jednym z elementów kompleksu, determinującym jego wysoką wydajność jest układ zasilania
hydraulicznego sekcji obudowy zmechanizowanej. Proces jego projektowania omówiono poniżej.
Istotnym czynnikiem determinującym parametry
techniczne i konfigurację układu hydraulicznego są
straty energetyczne i związane z nimi spadki ciśnienia.
Ze względu na cechy geometryczne układu hydraulicznego rozpatruje się przede wszystkim straty liniowe.
W niniejszej publikacji zestawiono dane bibliograficzne
dotyczące wyników badań spadków ciśnienia na prostych odcinkach przewodów i przedstawiono sposób ich
wykorzystania przy projektowaniu układu zasilania hydraulicznego sekcji obudowy zmechanizowanej.
2. Tok projektowania układu zasilania hydraulicznego sekcji obudowy zmechanizowanej
Proces projektowania układu hydraulicznego kompletu obudowy zmechanizowanej i jego powiązanie
z projektowaniem kompleksu ścianowego przedstawiono schematycznie na rysunku 1.
Tok projektowania podzielono na dwa etapy: pierwszy obejmujący działania projektantów kompleksu ścianowego, determinujące ustalenie danych wejściowych
do etapu drugiego, obejmującego właściwy projekt magistrali zasilającej. Kolorem szarym wyróżniono blok
schematu obejmujący działania będące przedmiotem
niniejszej publikacji.
W polskich normach trudno szukać gotowych
wytycznych, odnośnie do projektowania systemu zasilania sekcji obudowy zmechanizowanej, w tym
Rys.1. Schemat projektowania układu zasilania hydraulicznego kompletu obudowy zmechanizowanej
[źródło: opracowanie własne]
MASZYNY GÓRNICZE 1/2012
3
rurociągów magistralnych zasilających. Szczątkowe
informacje podano w normach [9]. Dopuszczalny spadek ciśnienia zasilania, mierzony w sekcji obudowy nie
może przekraczać 15%, a ciśnienie w przewodach
spływowych nie powinno być większe od 2 MPa [10].
Rurociągi i przewody elastyczne powinny być tak rozmieszczone, a w razie potrzeby zamocowane i osłonięte, aby zminimalizować możliwość zewnętrznego
uszkodzenia [9].
Założony cel techniczny determinuje wymogi stawiane maszynom wchodzącym w skład kompleksu
ścianowego. W przypadku sekcji obudowy zmechanizowanej parametrem silnie uzależnionym od cech konstrukcyjnych pozostałych elementów kompleksu i założonego celu technicznego jest czas, w którym sekcja
obudowy zmechanizowanej będzie musiała zabezpieczyć strop wyrobiska oraz dosunąć przenośnik. Czas
przemieszczenia sekcji obudowy zmechanizowanej
w nowe położenie, jest ściśle powiązany z prędkością
urabiania maszyny, gdyż nie może być on dłuższy od
czasu pokonania przez maszynę urabiającą drogi
równej podziałce sekcji. Zależność pomiędzy czasem
przemieszczania sekcji obudowy zmechanizowanej
a prędkością posuwu kombajnu i podziałką sekcji dla
różnych systemów sterowania przedstawiono na rysunku 2.
Rys.2. Zależność wymaganego czasu przemieszczenia sekcji
obudowy zmechanizowanej od prędkości posuwu kombajnu,
podziałki sekcji i systemu sterowania, źródło [4]
Realizacja operacji dostawiania sekcji, czy też przemieszczania przenośnika w określonym czasie jest
możliwa do uzyskania, przy zapewnieniu wymaganej
różnicy ciśnienia ∆pw między przyłączami każdego
siłownika wykonawczego zabudowanego w ścianie.
Biorąc pod uwagę powyższe, różnica ciśnienia ∆pw
pomiędzy ciśnieniem w przyłączu układu hydraulicznego sekcji do magistrali zasilającej pz, a ciśnieniem
w przyłączu układu hydraulicznego sekcji do magistrali
spływowej po, powinna spełniać warunek (1) [5]:
pz − p0 ≥ ∆pw
(1)
gdzie:
pz
–
po
–
∆pw
–
4
ciśnienie na przyłączu magistrali zasilającej
do układu hydraulicznego,
ciśnienie na przyłączu magistrali spływowej
do układu hydraulicznego,
wymagana różnica ciśnienia między magistralą spływową, a zasilającą.
Istotnym czynnikiem determinującym postać konstrukcyjną i parametry układu zasilania jest wymagane
natężenie przepływu medium roboczego. Jego wartość
uzależniona jest od parametrów technicznych sekcji
obudowy zmechanizowanej, liczby funkcji sekcji równocześnie realizowanych w ścianie oraz prognozowanego
czasu ich realizacji. W wysoko wydajnych systemach
ścianowych, jeżeli warunki utrzymania stropu to umożliwiają, stosuje się dostawianie co drugiej sekcji aby
zdążyć zabezpieczyć strop za szybko poruszającą się
maszyną urabiającą. Przerwy technologiczne występujące w procesie urabiania wykorzystuje się następnie
do dosuwania pozostałych sekcji. Wartość maksymalnego natężenia przepływu, w przypadku dostawiania
co drugiej sekcji wyznacza się z warunku (2) [5]:
Q2 ,max = max(2 ⋅ Q p,s , Qp,s + Qs,z ,Qp,s +
+ Qs,r ,2 ⋅ Qs ,z ,2 ⋅ Qs,r ) +
(2)
+ n p,p ⋅ Qp,p + Qo,o + Qo,z
gdzie:
Qp,s –
natężenie przepływu niezbędne do przesunięcia sekcji w nowe położenie,
Qs,z – natężenie przepływu niezbędne do zrabowania stojaków hydraulicznych sekcji,
Qs,r – natężenie przepływu niezbędne do rozparcia
stojaków hydraulicznych sekcji,
Qp,p – natężenie przepływu niezbędne do przesunięcia przenośnika ścianowego,
Qo,o – natężenie przepływu niezbędne do opuszczenia osłony czoła ściany,
Qo,z – natężenie przepływu niezbędne do podniesienia osłony czoła ściany.
Operacja uzupełniania dostawiania sekcji może
również odbywać się równocześnie z dostawianiem co
drugiej sekcji tuż za maszyną urabiającą, jeżeli
spełnione są warunki (3, 4) [5]:
Qz ≥ Q2max
gdzie:
Qz
–
Q2max
–
(3)
maksymalne natężenie przepływu uzyskiwane przez agregaty zasilające,
maksymalne natężenie przepływu w magistrali przy dostawianiu co drugiej sekcji.
∆pmax < 0,2 · p
(4)
gdzie:
∆pmax –
maksymalny spadek ciśnienia na całej długości magistrali zasilającej,
p
– ciśnienie nominalne na króćcu tłocznym agregatu pompowego.
Spełnienie wyżej przedstawionych wymagań odnośnie do wartości ciśnienia i natężenia przepływu jest
w dużej mierze uzależnione od postaci konstrukcyjnej
magistrali zasilającej usytuowanej w ścianie.
3. Wpływ cech konstrukcyjnych magistrali
ścianowej na spadek ciśnienia medium
roboczego
W zależności od zapotrzebowania odbiorników
(sekcji) na medium robocze, liczby odbiorników, a także wymaganego czasu zabudowy odsłoniętego stropu
(pośrednio powiązanego z prędkością urabiania, zabiorem, a także sposobem sterowania sekcjami) wyróżnia się:
−
zasilanie sekcji obudowy zmechanizowanej bezpośrednio z magistrali elastycznej, bądź tworzącej
girlandę (rys. 3 A i C), bądź zbudowanej z prostoliniowych odcinków pomiędzy sekcjami (rys. 3 B i D i H),
−
zasilanie magistrali elastycznej z magistrali sztywnej (rys. 3 E i F),
−
zasilanie magistrali elastycznej podzielonej na grupy z magistrali sztywnej (rys. 3 H).
Nowoczesne konstrukcje sztywnych rurociągów zasilających sekcje obudowy zmechanizowanej zaprojektowano również w Instytucie Techniki Górniczej KOMAG
[6]. Zostały one z powodzeniem zastosowane, między
innymi w KWK „Bogdanka”.
Dobór parametrów geometrycznych charakteryzujących magistralę zasilającą zbudowaną z przewodów
elastycznych przedstawiono na rysunku 3.
Ułożenie przewodów w ścianie
o długości 200 m
DN
A
20
B
20
C
26
D
25
E
2 × 20
Zalecany zakres
zastosowania
Schemat
Rys.4. Zależność strat ciśnienia od natężenia przepływu dla
różnych średnic i konfiguracji magistrali elastycznej
w ścianie, źródło [3]
Nie zalecany
Postęp ściany
<0,8 m/zm
Postęp ściany
0,8–2,0 m/zm
F
2 × 25
G
2 × 20
2 × 25
H
Postęp ściany
>2,0 m/zm
1 × 32
Rys.3. Dobór przewodów elastycznych w zależności
od postępu ściany, źródło [3]
Na rysunku 4 przedstawiono wykresy spadku ciśnienia w magistrali dla różnych jej konfiguracji.
Wzrost zapotrzebowania na emulsję sprawił, że
w przypadku magistrali zasilającej zbudowanej z dwóch
równoległych rurociągów, drugi rurociąg elastyczny
zastąpiono rurociągiem sztywnym, z którego zasila się
rurociąg elastyczny prowadzony od sekcji do sekcji.
Wpływ tego rozwiązania na straty ciśnienia w zależności od liczby przyłączy pomiędzy tymi rurociągami
pokazano na rysunku 5.
Rys.5. Straty ciśnienia w ścianie o długości 250 m, natężeniu
przepływu emulsji 900 l/min oraz zastosowaniu rurociągów:
elastycznego DN40 i sztywnego DN50,
źródło [opracowanie własne [2]
5
Ponieważ odpowiednie ciśnienie zasilania musi być
zapewnione dla każdej sekcji, w tym tej najbardziej
oddalonej od stacji zasilania, należy dobierając średnice i konfigurację magistrali wybrać takie rozwiązanie,
które zapewni najmniejszą stratę ciśnienia emulsji. Ze
względu na znaczną długość magistrali w porównaniu
z jej średnicą, przy obliczaniu spadków ciśnienia uwzględnia się tylko straty liniowe. Zależą one od współczynnika strat liniowych. Obliczając straty ciśnienia
w rurociągach sztywnych, wartość współczynnika strat
liniowych można dobrać z normy [8]. Norma ta nie dotyczy jednak rurociągów elastycznych. W przypadku
tych rurociągów opublikowano jedynie wyniki pomiaru
spadku ciśnienia. Na ich podstawie można uzależnić
wartości współczynnika strat liniowych od średnicy
rurociągu i liczby Reynoldsa. Na rysunkach 6 i 7 przedstawiono wykresy współczynnika strat liniowych, opracowane na podstawie niemieckich badań przewodów
giętkich stosowanych w górnictwie [3] i angielskich badań
przewodów elastycznych ogólnego stosowania [7].
z magistrali elastycznej, podłączonej do magistrali
sztywnej. Wyniki obliczonych spadków ciśnienia porównano ze spadkami występującymi w dotychczas powszechnie stosowanej magistrali ścianowej w postaci
girlandy poprowadzonej od sekcji do sekcji (rys. 3 A).
Na długości ściany wyróżniono następujące odcinki:
AB – odcinek od wlotu do ściany do grupy w której
następuje dosunięcie przenośnika,
BC – odcinek od grupy w której następuje dosunięcie przenośnika, do grupy w której następuje
dosunięcie sekcji za przemieszczającą się
maszyną urabiającą,
CD – odcinek od grupy, w której następuje dosunięcie sekcji do grupy na końca ściany.
Rys.7. Wykres współczynnika strat liniowych dla różnych
średnic przewodów giętkich wyznaczonych
na podstawie badań angielskich opublikowanych
w [7], źródło [opracowanie własne]
Rys.6. Wykres współczynnika strat liniowych dla różnych
średnic przewodów giętkich wyznaczonych na podstawie
badań niemieckich opublikowanych w [3]
źródło [opracowanie własne]
4. Przykład
Tok postępowania przy projektowaniu magistrali zasilającej rozpatrzono na przykładzie poziomego wyrobiska ścianowego o długości 230 m, usytuowanego
w odległości 2000 m od stacji zasilania. Realizacja głównego celu technicznego, zdefiniowanego jako osiągnięcie
wydobycia dobowego, wynoszącego 10000 t, wymagała
uzyskania czasu dostawy sekcji, wynoszącego 10 s.
Z wyżej wymienionego czasu dostawiania sekcji oraz cech
geometrycznych hydraulicznych elementów wykonawczych wynikają, zestawione w tabeli 1, wartości chłonności układu hydraulicznego sekcji oraz wymagana
wartość natężenia przepływu w magistrali zasilającej,
wyznaczona przy założeniu, że sekcje będą dostawiane
sukcesywnie za maszyną urabiającą.
Spadek ciśnienia w rurociągu chodnikowym o długości 2000 m obliczono dla różnych średnic zgodnie
z polską normą [8], a wyniki zestawiono w tabeli 6.
Rozpatrzono dwa warianty konfiguracji magistrali
ścianowej. W wariancie pierwszym, przedstawionym na
rysunku 8, 6-elementowe grupy sekcji były zasilane
6
Wyniki obliczeń wymaganego natężenia przepływu
w magistrali zasilającej
Tabela 1
jedsymbol
wartość
nostka
Chłonność przy
q1
m3
0,09
przesuwaniu sekcji
Chłonność przy
q2
m3
0,005
dosuwaniu przenośnika
Wymagane natężenie
przepływu magistrali
Q
m3/min
0,71
zasilającej
Spadek ciśnienia w rurociągu chodnikowym dla różnych
średnic nominalnych
Tabela 2
Lp.
DN
Chropowatość
względna
-
mm
-
Liczba
Reynoldsa
Współczynnik
strat
liniowych
Spadek
ciśnienia
-
-
MPa
5
1
25
0,0024
5,5·10
0,0250
587,8
2
32
0,0019
4,3·105
0,0230
157,4
0,0015
5
0,0225
50,5
5
3
40
3,4·10
4
50
0,0012
2,7·10
0,0210
15,4
5
60
0,0010
2,3·105
0,0210
6,2
5
0,0205
1,44
5
0,0200
0,46
6
7
80
100
0,00075
0,00060
1,7·10
1,4·10
Rys.8. Podział ściany na odcinki ze względu na natężenie przepływu emulsji
[źródło: opracowanie własne [1]
W tabeli 3 zestawiono wyniki obliczeń strat ciśnienia
dla magistrali przedstawionej na rysunku 8 i różnych
średnic przewodów. Wyniki obliczeń dla magistrali poprowadzonej od sekcji do sekcji zestawiono w tabeli 4.
Straty ciśnienia emulsji w ścianie dla konfiguracji
grupowej
Tabela 3
średnica d [mm]
straty ciśnienia [MPa]
25
9,89
32
2,73
40
0,86
50
0,27
60
0,11
80
0,02
100
0,01
Straty ciśnienia emulsji w ścianie dla konfiguracji z
jednym rurociągiem elastycznym od sekcji do sekcji
Tabela 4
średnica d [mm]
Straty ciśnienia [MPa]
6
15750
10
1028,2
12
364,84
20
38,52
25
11,06
32
3,59
40
1,29
Wyniki obliczeń spadków ciśnienia zestawione w tabelach 2, 3 i 4 stanowią podstawę do analizy ekonomicznej, której celem jest minimalizacja kosztów inwestycji obejmującej zakup i montaż agregatów zasilających, magistrali chodnikowej i ścianowej. Na podstawie tej analizy ustalono następującą konfigurację magistrali zasilającej kompleks ścianowy:
−
w chodniku zastosowano rurociąg zasilający: DN80,
−
schemat magistrali ścianowej przedstawionej na
rysunku 8, przy czym: średnica rurociągu zasilającego wynosiła DN60, a rurociąg elastyczny miał
średnice DN38.
Ostatecznie całkowity spadek ciśnienia zasilania
wynosi około 1,47 MPa. W związku z tym z warunku
(4) wynika, że ciśnienie tłoczenia agregatu zasilającego
musi być większe niż 31,47 MPa. Wymagane natężenie przepływu emulsji wynosi 0,71m3/min.
5. Podsumowanie
Obliczenia przedstawione w niniejszej pracy wykazały bardzo istotny wpływ parametrów technicznych
i konfiguracji układu zasilania sekcji obudowy zmechanizowanej na występujące spadki ciśnienia. W przypadku, gdy założony cel techniczny determinuje czasy
dostawiania sekcji wynoszące około 10 s, dobór właściwej konfiguracji magistrali ścianowej jest szczególnie
istotny.
Parametry agregatów zasilających kompleksy zmechanizowane, oraz wymagane natężenia przepływu
i wartości ciśnienia w przyłączu magistrali zasilającej
do sekcji leżącej najdalej sprawiają, że uzasadnione
ekonomicznie staje się grupowe zasilanie sekcji obudowy zmechanizowanej z magistrali ścianowej zbudowanej z dwóch rurociągów: sztywnego o średnicy
50÷60 mm i elastycznego o średnicy 38 mm.
Z przedstawionych przykładowych obliczeń wynika,
że klasyczne rozwiązanie rurociągu elastycznego prowadzonego od sekcji do sekcji, w przypadku wysoko
wydajnych systemów ścianowych jest nieuzasadnione
ekonomicznie.
Literatura
1.
Ficek T., Węgrzyn T.: Straty ciśnienia w układach
hydraulicznych zasilania górniczych obudów zmechanizowanych, Konferencja Naukowo-Techniczna
CYLINDER 2006:„Badanie, konstrukcja, wytwarzanie i eksploatacja układów hydraulicznych”, Zakopane 26-28.09.2006, str. 85-93.
2.
Fűsser B.: Möglichkeiten zur Vermeidung eines
Druckabfalls in Strebversorgungsleitungen, Glückauf Nr. 9, 2004, str. 423-427.
3.
Irresberger H., Gräwe F., Migenda P.: Zmechanizowane systemy ścianowe, Tieffenbach, Katowice
2008.
4.
Jaszczuk M.: Ścianowe systemy mechanizacyjne,
Wydawnictwo Naukowe „Śląsk”, Katowice 2007.
7
5.
Jaszczuk M. (red.): System zintegrowanego sterowania układem technologicznym ściana wydobywcza – punkt załadowczy, Centrum Mechanizacji
Górnictwa KOMAG, Gliwice 2008.
9.
PN-EN 1804-3, Maszyny dla górnictwa podziemnego – Wymagania bezpieczeństwa dla obudowy
zmechanizowanej – Część 3: Układy sterowania
hydraulicznego.
6.
Szyguła M., Jenczmyk D.: Nowa generacja rurociągów magistralnych KOMAG HPT. Maszyny Górnicze, 2003 nr.93, str. 23-26
10. PN-G-50041, Ochrona pracy w górnictwie – Obudowy ścianowe zmechanizowane – Wymagania
bezpieczeństwa i ergonomii.
7.
TUBES International: Katalog produktów: węże i złącza dla przemysłu, 2010.
8.
PN-76/M-34034, Rurociągi – Zasady obliczeń strat
ciśnienia.
Artykuł wpłynął do redakcji w marcu 2012 r.
Czy wiesz, że...
...rezerwy węgla kamiennego w Polsce wynoszą 16,9 mld ton.
Skoncentrowane są głównie na Górnym Śląsku i w Zagłębiu
Lubelskim. Dostępne zasoby polskiego węgla brunatnego to prawie 15
mld ton. Ponad połowa polskich elektrowni liczy sobie ponad 25 lat, a
prawie ćwierć działa od ponad 30 lat. Elektrownie zasilane węglem
brunatnym należą do najnowszych i obecnie przechodzą modernizację
zgodnie z normami ochrony środowiska UE. Według ustaleń „Polityki
energetycznej Polski do 2030 roku”, węgiel będzie głównym paliwem
wykorzystywanym do produkcji energii. Dokument przewiduje, że do
roku 2020 udział energii odnawialnej w całościowym jej zużyciu
stanowić będzie 19%. Po początkowym spadku konsumpcji energii w
polskiej gospodarce, w 2030 roku oczekuje się wzrostu zużycia
elektryczności o 30%, gazu o 42% i ropy naftowej o 7%.
Coal International 2012 nr Specjalny s.30-31
8
Mgr inż. Daniel CHLEBEK
Dr inż. Krzysztof MAZUREK
Prof. dr hab. inż. Stanisław SZWEDA
Politechnika Śląska
Monitorowanie pracy stojaków ciernych
Streszczenie
Summary
Przedstawiono koncepcję ciągłego monitorowania
podporności stojaków ciernych. Zestawiono dane dotyczące podporności stojaków ciernych wynikające
z badań stanowiskowych i pomiarów w warunkach
rzeczywistych. Określono przedziały zmienności podporności stojaków ciernych, będące podstawą opracowania oprogramowania systemu monitorowania podporności stojaka.
A concept of continuous monitoring of load-bearing
capacity of frictional legs is presented. Data as
regards load-bearing capacity of frictional legs, which
result from stand tests and measurements in real
conditions, are listed. Ranges of changeability of loadbearing capacity of frictional legs, which are the basis
for a development of software for the system for
monitoring of leg load-bearing capacity, are determined.
1. Wprowadzenie
Jednym z podstawowych wymagań bezpieczeństwa stanowiskowego i procesowego w wyrobisku górniczym jest zagwarantowanie odpowiedniej podporności obudowy. W przypadku obudowy korytarzowej,
zwłaszcza w rejonie skrzyżowania ściany z chodnikiem, oraz w innych rejonach, w których może występować wzmożony nacisk górotworu, oprócz obudowy
łukowej ŁP stosuje się stojaki cierne. Z prowadzonych
obserwacji wynika, że podporność stojaków ciernych
po ich zabudowaniu może zmieniać się w stosunkowo
dużym przedziale, od wartości maksymalnej do podporności bliskiej zeru, skutkującej całkowitym zluzowaniem stojaka [5, 6, 7]. Zmiany podporności stojaków
indywidualnych mają istotny wpływ na podporność
obudowy chodnika przyścianowego, a tym samym na
stateczność wyrobiska i w konsekwencji na bezpieczeństwo stanowiskowe na skrzyżowaniu ściany
z chodnikiem. Podstawową trudność w podejmowaniu
działań zmierzających do zapobieżenia niekorzystnym
zmianom podporności obudowy chodnika przyścianowego stanowi brak możliwości monitorowania podporności stojaków indywidualnych w rejonie skrzyżowania
ściany z chodnikiem.
O ile problem monitorowania podporności został
rozwiązany systemowo w odniesieniu do stojaków sekcji obudowy zmechanizowanej [1], to sposób monitorowania podporności stojaków ciernych w warunkach
czynnego wyrobiska jak dotąd nie został rozwiązany.
Problem ciągłego pomiaru ciśnienia w przestrzeni podtłokowej indywidualnych stojaków hydraulicznych aktualnie również nie jest rozwiązany, gdyż stosowana
obecnie konstrukcja baterii zaworowej wyklucza możliwość ciągłego pomiaru ciśnienia w przestrzeni podtłokowej stojaka, a tym samym adaptacji układów monitorowania stosowanych w obudowie zmechanizowanej.
Wymienione powyżej przesłanki były inspiracją do
podjęcia w Instytucie Techniki Górniczej KOMAG badań w celu opracowania systemu ciągłego monitorowania podporności stojaków ciernych. Zaprojektowanie
wyżej wymienionego systemu wymaga określenia
przedziałów zmienności parametrów charakteryzujących podporność stojaków ciernych. Przedziały zmienności tych parametrów należy wyznaczyć na podstawie
pomiarów podporności stojaków ciernych w wyrobiskach. W niniejszej publikacji przedstawiono próbę
wstępnego oszacowania granic przedziałów zmienności podporności stojaków na podstawie wyników pomiarów opublikowanych w pracach [2, 3, 4, 5, 6, 7].
2. Koncepcja systemu ciągłego monitorowania podporności stojaków ciernych
W ramach prowadzonych prac badawczo-rozwojowych w ITG KOMAG opracowano system o akronimie
WMS (ang. Warning and monitoring system) [9], służący do informowania załogi o zmianach podporności
stojaków indywidualnych. System WMS przeznaczony
jest przede wszystkim do zastosowania w indywidualnych stojakach ciernych. Istnieje również możliwość
jego przystosowania do hydraulicznych stojaków indywidualnych.
Podstawowym elementem systemu jest przetwornik
wraz z oprzyrządowaniem, służący do ciągłego pomiaru jego podporności oraz sygnalizowania załodze
osiągnięcia określonych wartości progowych. Schemat
indywidualnego stojaka ciernego wyposażonego
w system monitorujący jego podporność przedstawiono na rysunku 1.
Oddziaływanie górotworu na stojak mierzone jest
przez czujnik siły (2), którego rdzeń opiera się o ko9
ronkę (7). Zadaniem modułu (3) jest przetworzenie
sygnału pomiarowego z czujnika siły (2) na sygnały:
dźwiękowy, realizowany za pomocą buzera (5) oraz
świetlny emitowany przez diodę (6). W zależności od
wartości progowych podporności stojaka, zaprogramowanych w module przetwarzania danych oraz stanu
naładowania akumulatorów, zarówno buzer, jak i dioda
mogą emitować następujące sygnały:
−
stojak w stanie swobodnym (nieobciążony) – sygnalizacja świetlna przerywana – kolor diody zielony
z częstotliwością co 5 s,
−
stojak obciążony siłą większą od podporności
wstępnej – sygnalizacja świetlna ciągła – kolor diody zielony; osiągnięcie podporności wstępnej sygnalizowanie trzema krótkimi dźwiękami,
−
−
−
stojak obciążony siłą odpowiadającą podporności
roboczej – przerywana sygnalizacja świetlna – kolor diody czerwony oraz dźwiękowa, z częstotliwością co 5 s,
przekroczenie wartości dopuszczalnej podporności
stojaka – sygnalizacja świetlna oraz dźwiękowa
ciągła – kolor diody czerwony. Po ustąpieniu obciążenia system za pomocą diody czerwonej
(sygnał ciągły) sygnalizuje konieczność wymiany
stojaka,
niski stan naładowania akumulatora: sygnalizacja
świetlna przerywana – kolor diody żółty z częstotliwością co 5 s.
Rys.1. Schemat indywidualnego stojaka ciernego
z wbudowanym systemem WMS:1 – stojak, 2 – czujnik siły,
3 – moduł przetwarzania sygnału pomiarowego
z czujnika, 4 – akumulator, 5 – głośnik – buzer,
6 – dioda, 7 – koronka, 8 – obudowa urządzenia [8]
Zgodnie z przyjętymi założeniami system WMS powinien charakteryzować się następującymi cechami:
−
10
praca bezobsługowa; serwis urządzenia powinien
być ograniczony do wymiany, lub ładowania akumulatorów nie częściej niż co miesiąc,
−
możliwość ustawienia wartości podporności roboczej stojaka indywidualnego odpowiadającej wymaganej podporności stojaka, określonej w projekcie obudowy wyrobiska. W odniesieniu do podporności roboczej stojaka byłoby więc możliwe
adaptowanie wartości progowej do lokalnych warunków geologiczno-górniczych.
Szczegółowe ustalenie wartości progowych będzie
możliwe po przeprowadzeniu badań w zakresie zmian
podporności stojaków indywidualnych w funkcji:
−
podporności wstępnej stojaka,
−
sił w elementach złącza ciernego,
−
odległości miejsca zabudowania stojaka od czoła
ściany,
−
czasu od chwili jego rozparcia,
−
sposobu posadowienia stojaka,
−
czynników wpływających na wartość siły tarcia
w sprzężeniu ciernym kształtowników stojaka, takich jak: siła w strzemionach, wilgotność, zapylenie, dynamiczne oddziaływanie górotworu.
Badania takie można przeprowadzić stosując
system – WMS-DR (ang. Warning and Monitoring System with Data Recording) ostrzegania, monitorowania
oraz rejestrowania parametrów pracy stojaka indywidualnego, opracowany w ITG KOMAG (rys. 2.)
Rys.2. Schemat indywidualnego stojaka ciernego
z wbudowanym systemem WMS-DR. 1 – stojak, 2 – czujnik
siły, 3 – moduł przetwarzania danych, 4 – akumulator,
5 – głośnik – buzer, 6 – dioda, 7 – linowy czujnik drogi,
8 – bezprzewodowy czujnik położenia stojaka,
9 – koronka, 10 – obudowa urządzenia [8]
Zadaniem modułu (3) jest zarówno przetworzenie
danych pomiarowych z czujników, jak również ich
rejestracja. Przewiduje się, że rejestrowane mogą być
zarówno quasi statyczne zmiany podporności stojaka,
jak również zmiany obciążenia stojaka spowodowane
dynamicznym oddziaływaniem górotworu. W tym celu
moduł przetwarzania danych będzie wyposażony w panel wyboru częstotliwości próbkowania sygnałów pomiarowych.
W opracowanym systemie WMS-DR [8] pomiar
zsuwu stojaka może być realizowany za pomocą miniaturowego linkowego czujnika drogi, w którym miarą
przemieszczenia rdzennika stojaka jest długość linki
nawiniętej na bęben napędzany silnikiem sprężynowym. Bęben połączony jest z wieloobrotowym precyzyjnym potencjometrem lub enkoderem optycznym.
Dodatkowe wyposażenie stojaka w moduł bezprzewodowej transmisji danych przy wykorzystaniu istniejącej na kopalni infrastruktury komunikacyjnej, pozwoli
obserwować zmiany podporności roboczej stojaków
ciernych w czasie rzeczywistym.
W zależności od zaplanowanego zakresu badań
prowadzonych w wyrobisku, system może być wyposażony we wszystkie czujniki (System WMS-DR), lub
tylko wybrane pozycje, zgodnie z oznaczeniem:
−
WMS-DR1 – rejestrowanie danych zmierzonych
czujnikiem siły,
−
czujnikami: siły i drogi (zsuw stojaka),
−
czujnikami: siły i położenia stojaka względem frontu ściany.
3. Zakres zmienności parametrów charakteryzujących podporność stojaka indywidualnego
Do określenia zakresu zmienności parametrów charakteryzujących podporność stojaka indywidualnego
posłużyły wyniki, zarówno badań stanowiskowych jak
i badań przeprowadzonych w warunkach rzeczywistych [5, 6, 7]. Jakkolwiek zakres obciążenia przenoszonego przez stojak zabudowany w wyrobisku jest z reguły znacznie mniejszy od zakresu wyznaczonego
w trakcie badań stanowiskowych, to w układzie monitorowania podporności należy uwzględnić oba niżej
opisane zakresy podporności stojaka.
Analiza dostępnych danych wskazuje, że badania
obciążenia indywidualnych stojaków ciernych przeprowadzono wyrywkowo w ramach szerzej prowadzonych
badań obciążenia obudowy korytarzowej. Przykładowo
badania omówione w [5] polegały na tym, że w wybranym odcinku wyrobiska pod odrzwia obudowy
łukowej w osi wyrobiska zabudowano trzy stojaki
cierne typu SV i wykonywano pomiary:
−
obciążenia statycznego i dynamicznego stojaków,
−
szerokości i wysokości wyrobiska,
−
zsuwu odrzwi obudowy łukowej,
−
zsuwu stojaków.
Pomiarami objęto trzy kolejne odrzwia obudowy
ŁP/V29 zabudowane co 0,8 m. Obciążenie stojaków
mierzono przetwornikami siły umieszczonymi między
dwoma płytami stalowymi o grubości 8 mm, umieszczonymi pomiędzy spągiem, przetwornikiem siły, a stopą stojaka. Pomiar zsuwu wykonano między górną
częścią stojaka, a płytą oporową. W trakcie pomiarów
trwających 84 dni odległość stojaków od frontu ściany
zmieniała się w przedziale od 260 m do 110 m. W wyniku przeprowadzonych pomiarów stwierdzono, że:
−
maksymalne obciążenie statyczne stojaków zabudowanych w sąsiednich odrzwiach obudowy
w trakcie 75 dni badań zmieniło się w zakresie od
114 kN do 271 kN,
−
maksymalny przyrost obciążenia, zarejestrowany
w trakcie wstrząsów o energii 6x105 J do 1x106 J,
zmieniał się w przedziale od 2,31 kN do 7,03 kN,
−
całkowity zsuw stojaka odnotowany w trakcie badań mieścił się w przedziale od 5 do 47 mm.
W publikacji [5] nie określono związku pomiędzy
wynikami pomiarów podporności i zsuwu stojaka,
a czynnikami geologiczno-górniczymi charakteryzującymi warunki panujące w wyrobisku.
W pracach [6, 7] omówiono wyniki badań podporności stojaków zabudowanych w chodnikach przyścianowych utrzymywanych za frontem ściany. Podobnie
jak w przypadku badań [5], obciążenie stojaka rejestrowano za pomocą dynamometru umieszczonego
pod stopą stojaka. Stwierdzono, że podporność stojaków usytuowanych na odcinku chodnika przed frontem
ściany wynosiła od 87 kN do 233 kN, natomiast
w chodniku utrzymywanym za frontem ściany, od 233 kN
do 282 kN. Omawiając wyniki badań nie przedstawiono
wpływu czynników zewnętrznych na zakres zmienności
podporności stojaków.
Badania stanowiskowe omówione w [2, 3] dotyczą
wyznaczenia charakterystyki obciążenia przenoszonego przez stojak. Podczas badań podporności stojaków na stanowisku, w którym obciążenie dynamiczne
wywoływano poprzez udar masy [2] stwierdzono, że
maksymalna wartość siły przenoszonej przez złącze
cierne wynosi 398 kN. Wykazano istotną zależność tej
siły od sił osiowych w śrubach strzemion.
Ponieważ o podporności stojaka decyduje siła
w złączu ciernym pomiędzy kształtownikami, to jednym
z kierunków prac nad zwiększeniem podporności
stojaka są propozycje zmian konstrukcji samego złącza. Przykładowo, w pracy [3] przeprowadzono badania złącza ciernego z dodatkowym klinem oporowym,
zwiększającym wartość oporów zsuwu. Podporność
stojaka ze zmodyfikowanym złączem ciernym zależna
od cech geometrycznych klina oporowego, zmieniała
się według [3] w przedziale od 590 kN do 760 kN.
Inne zmodyfikowane wersje rozwiązań konstrukcyjnych zamka do stojaków ciernych analizowano w [4].
11
Wyniki badań dołowych i stanowiskowych stojaków ciernych według [2, 3, 4, 5, 6, 7]
Tabela 1
MAKSYMALNE
MIEJSCE
OBCIĄŻENIE
PRZEPROWADZANIA
TYP STOJAKA
ZSUW [mm]
statyczne
dynamiczne
BADAŃ
[kN]
[kN]
16,5 IK
271
278
47*
WYROBISKO
SV
25
233
29
282
SV29, zamek
398
17,5
tradycyjny
SV29 z klinem
590÷760
7,7
LABORATORIUM
oporowym
SV29 ze
zmodyfikowanym
410
zamkiem
* - całkowity zsuw po 84 dniach od zabudowy
W wyniku badań stanowiskowych stwierdzono, że podporność stojaka ciernego, w zależności od cech konstrukcyjnych nowego zamka, może zmieniać się
w przedziale od 115 kN do 410 kN.
W tabeli 1 zestawiono dane dotyczące maksymalnej podporności stojaków ciernych, wynikające z omówionych badań stanowiskowych i badań „in situ”.
Analiza powyższych danych potwierdza tezę o istotnym wpływie warunków pracy stojaka na jego nośność. Z najnowszych badań opublikowanych w [2] wynika, że bardzo istotny wpływ na nośność złącza ciernego, decydujący o podporności stojaka, ma siła osiowa w strzemionach zamka. Siłę tę wyznaczono jedynie
w nielicznych badaniach stanowiskowych [2, 3].
4. Podsumowanie
Na podstawie dostępnych danych można jedynie
w sposób orientacyjny określić zakresy zmienności
podporności stojaka ciernego. W związku z powyższym, na podstawie aktualnego stanu rozeznania problemu proponuje się, projektując system monitorowania stojaka przyjąć następujące wartości progowe charakteryzujące podporność indywidualnego stojaka ciernego:
−
podporność wstępna, wynosząca 40 kN, równa
wartości siły rozparcia wstępnego uzyskiwanej
przez podciągnik ręczny,
−
podporność robocza, wynosząca 280 kN, równa
maksymalnej podporności stojaka zarejestrowanej
w trakcie badań dołowych,
−
dopuszczalna podporność robocza stojaka, wynosząca 400 kN, w przypadku zastosowania tradycyjnych zamków ciernych; taką wartość podporności stojaków SV zarejestrowano w badaniach
laboratoryjnych.
Na podstawie analizy wyników badań przeprowadzonych w wyrobiskach podziemnych, opublikowanych
w pracach [5, 6, 7] można stwierdzić, że podporność
stojaków ciernych nie była badana w rejonie skrzy12
żowania ściany z chodnikiem. Przypuszczalnie było to
spowodowane skumulowaniem prac wykonywanych
w tym rejonie (stojaki cierne w tym rejonie mogą być
przebudowywane częściej niż poza skrzyżowaniem
ściany z chodnikiem). Zapewnienie sprawnego funkcjonowania aparatury pomiarowej jest w takich warunkach
bardzo trudne. Z analizy dostępnych danych wynika
również, że pomiary obciążenia dynamicznego przenoszonego przez indywidualne stojaki cierne wykonywano bardzo rzadko. Zazwyczaj łączono je z badaniami obciążenia dynamicznego odrzwi obudowy korytarzowej. Istnieje zatem potrzeba wyznaczenia, na
podstawie badań w warunkach rzeczywistych, wpływu
warunków geologiczno-górniczych na obciążenie dynamiczne przenoszone przez stojak cierny, zwłaszcza
w przypadku jego zabudowania w rejonie skrzyżowania ściany z chodnikiem.
Literatura
1.
Bednarz R.: Systemy monitorowania i zaawansowanej diagnostyki maszyn górniczych oferowane
przez Grupę Famur. XIX Szkoła Eksploatacji Podziemnej 22-26 lutego 2010 (Kraków).
2.
Brodny J.: Wpływ obciążenia dynamicznego na
parametry pracy złącza ciernego. Górnictwo
i Geoinżynieria. Rok 35, Zeszyt 2. 2011.
3.
Brodny J.: Wpływ obciążenia dynamicznego na
charakterystykę pracy stosowanego w górniczej
obudowie podatnej złącza ciernego z klinem oporowym. Górnictwo i Geoinżynieria. Rok 35, Zeszyt
2. 2011.
4.
Krauze K. Kotwica K.: Wyniki badań stanowiskowych nowych rozwiązań zamków do stojaków ciernych typu SV. Przegląd Górniczy nr 7-8, 2008, s.
45-50.
5.
Nierobisz A.: Pomiary impulsowych obciążeń obudowy wyrobiska korytarzowego w trakcie wstrząsów sejsmicznych. Przegląd Górniczy nr 4, 2008,
s. 35-41.
6.
Prusek S. Rajwa S.: Wyniki pomiarów z chodników
przyścianowych utrzymywanych za frontem eksploatacji. Prace Naukowe GIG nr 31. Katowice 1999.
7.
Prusek S.: Wybrane wyniki pomiarów dołowych
w chodnikach przyścianowych. Przegląd Górniczy
nr 11, 1999, s. 17-23.
8.
Praca zbiorowa: System ostrzegania i monitorowania parametrów pracy stojaków indywidualnych.
Etap 1 praca statutowa ITG KOMAG E/BDO11580/OR Praca nie publikowana. Biblioteka ITG
KOMAG. Gliwice 2010.
9.
Zgłoszenie wzoru użytkowego W.120380 System
kontroli podporności stojaka indywidualnego.
Czy wiesz, że...
... w dniach 17-19 kwietnia 2012 roku w Aachen odbędzie się
międzynarodowa konferencja i wystawa, zatytułowana „Sensor based
sorting”. Organizowana po raz piąty impreza poświęcona będzie
prezentacji najnowszych osiągnięć w dziedzinie przeróbki i
wzbogacania surowców mineralnych oraz utylizacji odpadów.
Tematyka prezentowanych referatów obejmie innowacyjne
rozwiązania wykorzystujące wspomaganie komputerowe i sztuczną
inteligencję w aparaturze kontrolno-pomiarowej, czujnikach i
układach sterowniczych, stosowanych w procesach przeróbczych i
recyklingu.
Aufbereitungstechnik 2012 nr 1-2 s.21
13
Dr inż. Marek Szyguła
Mgr inż. Zbigniew Cieślak
Mgr inż. Jacek Gerlich
Identyfikacja trwałości stojaków i siłowników wykonawczych
stosowanych w sekcjach obudowy zmechanizowanej
Streszczenie
Summary
Omówiono metodykę określania trwałości elementów
wykonawczych, stosowanych w układzie hydraulicznym sekcji obudowy zmechanizowanej, poprzez wyznaczenie wskaźnika wymian elementu. Przedstawiono przykładowe wyniki obliczeń wskaźnika wymian,
uzyskane na podstawie uszkodzeń zarejestrowanych
dla 1100 sekcji obudowy w 25 ścianach wydobywczych.
Methodology for determination of life of actuating
components used in hydraulic system of powered-roof
support, by determination of exchange rate of the
component, is discussed. Exemplary results of calculations of exchange rate, obtained on the basis of
damages recorded for 1100 powered-roof supports in
25 longwall panels, are presented.
1. Wstęp
Jednym z parametrów precyzowanych w Specyfikacji Istotnych Warunków Zamówienia (SIWZ) w ramach ogłaszanych przetargów na zakup nowych sekcji
obudowy zmechanizowanej, jest okres gwarancji udzielany przez producenta. Oszacowanie kosztów gwarancji wymaga zatem określenia niezawodności elementów sekcji obudowy zmechanizowanej.
Wskaźniki niezawodności są także istotne dla użytkowników sekcji obudowy zmechanizowanej, gdyż na
ich podstawie można określić resurs bezawaryjnej pracy elementów sekcji, co ma istotne znaczenie dla efektywności procesu urabiania węgla. Biorąc powyższe
pod uwagę w ITG KOMAG podjęto prace nad określeniem trwałości wybranych elementów sekcji obudowy
zmechanizowanej, produkowanych przez jednego spośród wiodących, krajowych producentów.
Wyznaczenie wskaźników charakteryzujących trwałość elementów sekcji jest możliwe pod warunkiem
zebrania wiarygodnych i ściśle określonych danych
dotyczących serwisu sekcji obudowy zmechanizowanej
w eksploatowanych ścianach. W niniejszym artykule
przedstawiono próbę określenia wskaźników trwałości
wybranych elementów sekcji obudowy zmechanizowanej na podstawie zebranych danych o ich uszkodzeniach.
Do analizy wykorzystano następujące źródła informacji:
−
14
dane zamieszczone w sprawozdaniach z przeglądów technicznych, przeprowadzanych przez komisje powołane przez Kierownika Ruchu Zakładu
Górniczego z udziałem przedstawicieli jednostki
notyfikowanej i producenta,
−
dane uzyskane z Książki Kontroli Obudowy prowadzonej przez użytkowników sekcji obudowy
zmechanizowanej,
−
dane z Rejestru Reklamacji i Napraw Serwisowych
uzyskane od producenta sekcji obudowy zmechanizowanej.
Zakres uzyskanych danych o uszkodzeniach elementów sekcji umożliwił przeprowadzenie wstępnej
analizy, której wyniki przedstawiono poniżej.
2. Analiza danych o uszkodzeniach elementów sekcji obudowy zmechanizowanej
Dane uzyskane na podstawie protokołów z przeglądów technicznych sekcji obudowy zmechanizowanej
oraz udostępnione przez pracowników działów energomaszynowych kopalni dotyczyły ośmiu kompletów obudowy zmechanizowanej, liczących łącznie 1100 dwustojakowych sekcji o porównywalnej postaci konstrukcyjnej. Średni czas obserwacji uszkodzeń elementów
wynosił 3 lata.
W tabeli 1 [1] zestawiono dane dotyczące czasu
użytkowania i liczby sekcji obudowy zmechanizowanej
objętych analizą uszkodzeń poszczególnych elementów. Czcionką podkreśloną wyróżniono dane niekompletne, nie obejmujące uszkodzeń naprawionych
w trakcie eksploatacji ściany. W większości rozpatrywanych przypadków komplet ścianowej obudowy
zmechanizowanej był niemalże w całości instalowany
w kolejnej ścianie. Symbolem *) oznaczono komplet
ścianowy, który po zakończeniu eksploatacji pierwszej
ściany rozdzielono, zabudowując część sekcji w dwóch
różnych, nowo uruchamianych ścianach, a resztę pozostawiając w rezerwie.
Zestawienie liczby sekcji obudowy zmechanizowanej objętych analizą
uszkodzeń i czasów ich użytkowania [1]
Tabela 1
Czas
Komplet ścianowy sekcji
Rok
Liczba
Zrealizowany
pracy
produkcji
sekcji
wybieg [m]
obudowy zmechanizowanej
[dni]
I
2009
135
769
3261
II
2008
140
891
1242
III *)
2008
115
1155
990
IV
2009
163
1136
1022
V
2005
136
1561
2360
VI
2006
147
2048
1415
VII
2009
160
590
1640
VIII
2006
115
1471
6090
czcionka podkreślona – dane niekompletne
*) – komplet rozdzielany w trakcie użytkowania
Zestawienie liczby wymienionych hydraulicznych elementów wykonawczych stosowanych
w sekcjach obudowy zmechanizowanej typu V, zabudowanych w ścianach F1 ÷ F3 [1]
Tabela 2
F3
577
136
840
Siłownik korekcji spągnic
820
Sił. podnoszenia spągnic
136
Sił. korekcji osłon
bocznych
427
Sił. osłony
czoła ściany
F2
Sił. stropnicy wysuwnej
700
Sił. stropnicy wychylnej
Wybieg
[m]
114
Przesuwnik sekcji
Liczba sekcji obudowy
zmechanizowanej
426
Podpora stropnicy
Czas pracy
[dni]
F1
Stojak hydrauliczny
Oznaczenie ściany
Liczba wymienionych elementów
–
–
–
–
–
–
–
–
–
B
–
–
–
–
–
–
–
–
–
P
1
4
6
–
–
2
1
–
–
B
Wymiana
B – w trakcie
eksploatacji ściany,
P – po zakończeniu
biegu ściany
1
–
–
–
–
–
–
1
–
P
16
39
–
–
–
–
–
–
–
B
135
43
36
–
–
–
272
–
–
P
Zestawienie liczby wymienionych hydraulicznych elementów wykonawczych stosowanych
w sekcjach obudowy zmechanizowanej typu VI, zabudowanych w ścianach C1 ÷ C3 [1]
Tabela 3
C3
579
147
530
445
Sił. podnoszenia spągnic
147
Sił. korekcji osłon
bocznych
394
Sił. osłony
czoła ściany
C2
440
Sił. stropnicy wychylnej
Wybieg
[m]
147
Przesuwnik sekcji
Liczba sekcji obudowy
zmechanizowanej
306
Podpora stropnicy
Czas pracy
[dni]
C1
Stojak hydrauliczny
Oznaczenie ściany
Liczba wymienionych elementów
14
–
–
–
–
–
1
–
–
B
16
2
–
–
–
–
–
–
1
P
Wymiana
B – w trakcie
eksploatacji
ściany,
P – po zakończeniu biegu
ściany
6
–
1
–
1
2
–
1
–
B
26
–
–
–
2
–
–
–
–
P
3
–
7
–
–
4
–
–
–
B
42
–
7
–
2
2
2
2
–
P
15
podpora stropnicy,
−
przesuwnik sekcji,
−
siłownik stropnicy wychylnej,
−
siłownik stropnicy wysuwnej,
−
siłownik osłony czoła ściany,
−
siłownik korekcji osłon bocznych,
−
siłownik podnoszenia spągnic,
−
siłownik korekcji spągnic.
W tabelach 2 i 3 zestawiono przykładowe informacje o uszkodzeniach elementów sekcji obudowy
zmechanizowanej odnotowane w trzech kolejno eksploatowanych ścianach.
Zwraca uwagę niewielka liczba zarejestrowanych
wymian elementów. W przypadku nowych kompletów
obudowy zmechanizowanej zazwyczaj w pierwszej
ścianie nie odnotowuje się uszkodzeń rozpatrywanych
elementów (patrz ściana F1, tabela 2). Zebrane dane
o uszkodzeniach należy rozpatrywać łącznie z informacjami o warunkach użytkowania sekcji obudowy zmechanizowanej. Charakterystycznym przykładem są uszkodzenia odnotowane w ścianie F3 (tabela 2). Na dużą
liczbę elementów wymienionych po zakończeniu biegu
ściany miał wpływ pożar w trakcie eksploatacji ściany.
3. Wskaźniki wymian elementu sekcji obudowy zmechanizowanej
Na podstawie analizy dotychczas zgromadzonego
materiału statystycznego przyjęto wstępny, uproszczony model niezawodnościowy sekcji obudowy zmechanizowanej, w którym zakłada się, że pojawiające się
uszkodzenia tworzą stochastyczny strumień zgłoszeń,
natomiast czas usuwania tych uszkodzeń jest pomijalny. Model ten pozwala – w najprostszym przypadku,
gdy dokładne momenty uszkodzeń nie są znane, lecz
znana jest liczba uszkodzeń – na oszacowanie średniego czasu pracy pomiędzy sąsiednimi uszkodzeniami. Można bowiem przyjąć, że wszystkie elementy sekcji obudowy zmechanizowanej pracują nieprzerwanie,
od momentu zainstalowania ich w przodku eksploatacyjnym.
Parametrem umożliwiającym estymację średniego
czasu pracy elementu sekcji obudowy zmechanizowanej pomiędzy kolejnymi uszkodzeniami jest wskaźnik wymian danego elementu sekcji. Przy czym pod
tym pojęciem rozumie się liczbę wymian przypadającą
16
Na rysunkach 1 - 3 [1] przedstawiono wykresy rozkładu wartości wskaźnika wymian rozpatrywanych elementów sekcji obudowy zmechanizowanej w poszczególnych ścianach. Zwraca uwagę stosunkowo duży
rozrzut wartości wskaźnika wymian. Przyczyną może
być niejednorodność próbek statystycznych obejmujących realizacje wymian danego elementu w konkretnej
ścianie. Duży rozrzut wartości wskaźnika wymian może
również wynikać z właściwości analizowanej zmiennej
losowej – parametrów determinujących jej rozkład.
0,0016
Stojak hydrauliczny
0,0012
0,0008
0,0004
0,0000
A1
A2
A3
B1
B2
B3
B4
E1
E2
D1
D2
G1
G2
G3
G4
G5
G6
C1
C2
C3
C4
F1
F2
F3
F4
−
Oznaczenie ściany
Rys.1. Wartości wskaźnika wymian stojaka
hydraulicznego w poszczególnych ścianach [1]
0,0016
Podpora stropnicy
0,0012
0,0008
0,0004
0,0000
A1
A2
A3
B1
B2
B3
B4
E1
E2
D1
D2
G1
G2
G3
G4
G5
G6
C1
C2
C3
C4
F1
F2
F3
F4
stojak hydrauliczny,
Wskaźnik wymian [1/ dzień]
−
na jeden dzień pracy pojedynczego elementu sekcji
obudowy zmechanizowanej zainstalowanego w konkretnej ścianie. Wskaźnik ten oszacowano na podstawie danych eksploatacyjnych, poprzez wyznaczenie
wartości ilorazu sumarycznej liczby wymian wykonanych w trakcie eksploatacji ściany oraz po jej zakończeniu i sumarycznego czasu pracy wszystkich elementów danego rodzaju zainstalowanych w rozpatrywanej ścianie.
Wskaźnik wymian [1/dzień]
Na podstawie analizy protokołów z przeglądów
technicznych sekcji obudowy zmechanizowanej [3],
przeprowadzonych z udziałem pracowników Instytutu
Techniki Górniczej KOMAG, sporządzono listę elementów sekcji ulegających uszkodzeniu oraz wykaz najczęściej występujących rodzajów uszkodzeń. Lista
obejmuje następujące hydrauliczne elementy wykonawcze:
Oznaczenie ściany
Rys.2. Wartości wskaźnika wymian podpory stropnicy w
poszczególnych ścianach [1]
Ze względu na brak informacji umożliwiających określenie parametrów rozkładu statystycznego uszkodzeń elementów sekcji, na obecnym etapie analizy problemu, nie zdecydowano się na prowadzenie badań
jednorodności zmiennych losowych, traktując je jako
jednorodne, za wyjątkiem próbek zawierających uszkodzenia w ścianie F-3. Zgodnie z informacjami uzysMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
Porównanie wartości średnich wskaźnika wymian elementów sekcji z klasyfikacją części stosowaną w latach
70. XX w. w zjednoczeniu POLMAG [1]
Tabela 4
Nr
Nazwa elementu
Średni wskaźnik
wymian
[1/dzień]
Klasyfikacja
części według
POLMAG
Wskaźnik wymian (odp.
klasyfikacji POLMAG)
[1/dzień]
1
2
3
4
5
1
Stojak hydrauliczny
1,22E-04
C2
≤ 1,37E-03
2
Podpora stropnicy
5,55E-05
C2
≤ 1,37E-03
3
Przesuwnik sekcji
9,83E-05
C2
≤ 1,37E-03
4
Siłownik stropnicy wychylnej
C2
≤ 1,37E-03
5
6,05E-06
C2
≤ 1,37E-03
6
Siłownik osłony czoła ściany
3,05E-05
C2
≤ 1,37E-03
7
Siłownik korekcji osłon bocznych
7,60E-06
C2
≤ 1,37E-03
8
Siłownik podnoszenia spągnic
1,85E-05
C2
≤ 1,37E-03
9
1,76E-06
C2
≤ 1,37E-03
kanymi w kopalni, w trakcie eksploatacji tej ściany miał
miejsce dłuższy postój spowodowany pożarem, co
wyjaśnia znaczną liczbę uszkodzeń, zarówno stojaków,
jak i podpór stropnic (na rys. 1 i 2 wskaźnik wymian
w ścianie F3 oznaczono zaczernionym rombem).
Wskaźnik wymian [1/dzień]
0,0016
stosowaną np. w [2]. W klasyfikacji tej wyróżniono następujące kategorie części:
−
znormalizowane części zamienne, oznaczane w katalogach symbolem „H”
−
nie znormalizowane części zamienne, w tym:
Przesuwnik sekcji
−
części "specjalne" (części, których zamawiający nie jest w stanie wykonać) dostarczane
przez producenta na żądanie zamawiającego,
oznaczane w katalogach symbolem „D”,
−
części zdatne do remontu wykonanego przez
zamawiającego, nie produkowane jako części
zamienne, oznaczane w katalogach symbolem
„R”,
−
części zamienne, które zdaniem producenta
mają trwałość krótszą niż dwa lata, oznaczane
w katalogach symbolem „C1”,
−
części zamienne, których trwałość zdaniem
producenta powinna być dłuższa niż dwa lata,
oznaczane w katalogach symbolem „C2”.
0,0012
0,0008
0,0004
A1
A2
A3
B1
B2
B3
B4
E1
E2
D1
D2
G1
G2
G3
G4
G5
G6
C1
C2
C3
C4
F1
F2
F3
F4
0,0000
Oznaczenie ściany
Rys.3. Wartości wskaźnika wymian przesuwnika sekcji
w poszczególnych ścianach [1]
Wyniki obliczeń wskaźnika wymian, w połączeniu
z informacjami o okolicznościach wpływających na warunki użytkowania sekcji w danej ścianie, upoważniają
do potraktowania danych o liczbie wymian w ścianie F3
jako nietypowych. W związku z powyższym danych
o uszkodzeniach elementów sekcji obudowy zmechanizowanej w ścianie F3 nie uwzględniono w dalszych
obliczeniach prowadzonych celem wyznaczenia wartości średniej wskaźnika wymian.
W tabeli 4 zestawiono wartości średnie wskaźnika
wymian elementów sekcji, charakteryzujące jednorodne dane, opisujące liczbę wymian elementu.
Wyniki obliczeń średniego wskaźnika wymian porównano z klasyfikacją części maszyn górniczych, stosowaną w latach 70. XX w. w zjednoczeniu POLMAG,
Przytoczona klasyfikacja części zamiennych sekcji
obudowy zmechanizowanej była stosowana celem
usprawnienia gospodarki częściami zamiennymi. Analizując dane zestawione w kolumnach 3 i 5 tabeli 4
można stwierdzić, że POLMAG przyjmował liczbę kryterialną, określającą czas użytkowania (okres 2 lat)
zbyt pesymistycznie.
4. Podsumowanie
1.
Wyznaczone średnie wartości wskaźnika wymian
porównano z wytycznymi zawartymi z DTR sekcji
obudowy zmechanizowanej stosowanych w latach
70. i 80. ubiegłego wieku w zjednoczeniu POLMAG.
Wskaźniki kryterialne charakteryzujące czas bezawaryjnej pracy hydraulicznego elementu wykonawczego, wyznaczone na podstawie wstępnej
analizy problemu, są o rząd wielkości mniejsze od
17
wskaźników zalecanych w DTR sporządzonych
w latach 70. i 80. XX wieku. Porównanie to świadczy o znaczącej poprawie trwałości hydraulicznych
elementów wykonawczych.
2.
Bardziej precyzyjne określenie niezawodności sekcji, zarówno w odniesieniu do wartości średnich
parametrów, jak również rozkładu zmiennych losowych, będzie możliwe po zebraniu wiarygodnych
danych o czasie pracy danego elementu od momentu zabudowania w sekcji obudowy zmechanizowanej do wymiany na nowy. Zebranie tych
danych będzie możliwe po wdrożeniu w kopalniach
systemu identyfikacji elementów sekcji. W tym celu
można wykorzystać program Gather lub Platformę
Ewidencji Części Maszyn, opracowane w ITG
KOMAG.
Literatura
1.
Praca zbiorowa: Baza danych dla opracowania
książki serwisowej ścianowej obudowy zmechanizowanej. Etap 1 i 2 praca statutowa ITG KOMAG
E/BDO-13643. Praca nie publikowana. Biblioteka
ITG KOMAG. Gliwice 2011.
2.
Obudowa osłonowa FAZOS-15/31-Oz. Poradnik
335 KOMAG. Gliwice 1982.
3.
Sprawozdania z 25 ocen stanu technicznego sekcji
obudowy zmechanizowanej wykonanych w latach
2006 – 2011. Materiały nie publikowane ITG
KOMAG.
Czy wiesz, że...
…Coal India Ltd. (CIL), państwowy właściciel indyjskich kopalń,
należy do największych światowych producentów węgla. Wydobywa
około 80% indyjskiego węgla i dostarcza surowca do 20 nowych
elektrowni węglowych w Indiach. Popyt na paliwo jest w rodzimej
gospodarce ogromny. Szacuje się, że zapotrzebowanie na węgiel do
końca roku 2012 wyniesie 114 milionów ton. Obecnie CIL uzyskał
zgodę na nabycie praw do eksploatacji złóż w RPA, w prowincji
Limpopo, zlokalizowanej przy granicy z Mozambikiem. Kopalnie będą
dzierżawione zgodnie z prawem obowiązującym w tej prowincji.
World Coal 2012 nr 1 s.5
18
Mgr inż. Zdzisław BUDZYŃSKI
Dr inż. Andrzej DRWIĘGA
Mgr inż. Krzysztof KACZMARCZYK
Dr inż. Edward PIECZORA
Innowacyjne rozwiązania górniczych urządzeń transportowych
z napędem akumulatorowym
Streszczenie
Summary
W wyniku dokonanej w ostatnim dziesięcioleciu
technicznej rewolucji górniczych środków transportu w
podziemiach kopalń węgla kamiennego wdrożono
napędy spalinowe do ciągników kolei podwieszonych,
jak i do lokomotyw kopalnianej kolei podziemnej.
Oprócz wielu zalet występują ograniczenia w ich
stosowaniu z uwagi na emisje spalin i ciepła do atmosfery kopalnianej. W celu ograniczenia ww. problemu w ITG KOMAG podjęto prace nad innowacyjnymi
rozwiązaniami napędów zeroemisyjnych do górniczych
urządzeń transportowych, których rozwiązania przedstawiono w niniejszym artykule.
In the result of technical revolution in mine transportation means in last decade, diesel drives have been
implemented in undergrounds of hard coal mines both
to suspended monorail drivetrains and to floor-mounted mine railway locomotives. Apart their advantages
in use they have some limitations due to emission of
exhaust gases and heat to the mine atmosphere. Due
to that in KOMAG Institute research work has been
undertaken to develop zero-emission drives to mine
transportation machines. The results are presented in
the paper.
1. Wstęp
W ostatnich latach dokonano technicznej restrukturyzacji w zakresie kolei podwieszonych i spągowych,
wprowadzając w miejsce napędów linowych napędy
spalinowe. Istotnym ograniczeniem stosowania urządzeń transportowych z napędem spalinowym w istniejących warunkach wentylacyjnych są emitowane spaliny oraz ciepło do otaczającej atmosfery. W celu ograniczenia tych niekorzystnych zjawisk podjęto w ITG
KOMAG prace rozwojowe nad ciągnikami z akumulatorowym źródłem zasilania. Ciągniki akumulatorowe
GAD-1 i PCA-1 zaprezentowano na Targach Górnictwa
Energetyki i Metalurgii w Katowicach w 2011 r.
Oba rozwiązania cechują się:
−
zastosowaniem nowoczesnych, litowo-jonowych ogniw akumulatorowych,
−
zastosowaniem elektronicznych układów do nadzoru pracy ogniw,
−
możliwością rekuperacji energii podczas generatorowej pracy silników,
−
zastosowaniem nowoczesnych układów energoelektronicznych.
Ponadto ciągnik GAD-1 cechuje się:
−
−
możliwością poruszania się w systemie ciernego
lub zębatkowego przeniesienia napędu,
zastosowaniem silników z magnesami trwałymi
o podwyższonej sprawności.
Rys.1. Prototypy ciągników GAD-1 oraz PCA-1 na targach we
wrześniu 2011 roku [źródło: foto KOMAG]
Obydwa ciągniki mogą być stosowane w
pomieszczeniach zagrożonych wybuchem metanu i/lub
pyłu węglowego.
19
2. Zagadnienie bilansu energetycznego
Prace studialne nad napędami akumulatorowymi
wykazały, że warunkiem wdrożenia ciągnika z zasilaniem akumulatorowym, spełniającym oczekiwania
odbiorców, będzie zapewnienie co najmniej 8 godzinnej pracy, bez ładowania baterii ogniw, przy zachowaniu jak najmniejszej masy ciągnika. Z uwagi na
ograniczoną gęstość energii tradycyjnych, kwasowych
ogniw akumulatorowych, jedynym sposobem osiągnięcia założonego celu, było zastosowanie nowej generacji ogniw i odzyskiwanie energii gdy silniki elektryczne pracują generatorowo, spełniając rolę hamulców.
Generowany przez silniki prąd, poprzez przemienniki
częstotliwości jest kierowany do akumulatora. Wynika
stąd konieczność utrzymywania zapasu pojemności
akumulatorów na gromadzenie dodatkowej ilości energii. Z problemem tym ściśle wiąże się bilans energetyczny związany z kierunkiem transportu ładunków po
wzniosie i nachyleniu. Bilans zmianowej pracy ciągnika
jest zależny od następujących czynników:
−
zmiany wysokości położenia zestawu transportowego (+ lub -), po przetransportowaniu ładunku,
−
masy transportowanego ładunku,
−
długości i nachylenia odcinków trasy podczas wykonywania transportu,
−
sprawności mechanicznej i elektrycznej napędów
w pracy silnikowej,
−
sprawności układu odzysku energii podczas pracy
generatorowej silników.
firm, zastosowano wiele innowacyjnych rozwiązań, do
których należy zaliczyć silniki elektryczne z magnesami
trwałymi, ogniwa akumulatorowe, układy energoelektroniki i sterowania. Jedną z cech ciągnika jest zdolność dynamicznej zmiany systemu napędowego z ciernego na zębatkowy lub odwrotnie.
Ogólną budowę ciągnika pokazano na rysunku 2.
Rys.2. Widok ogólny ciągnika GAD-1
[źródło: opracowanie KOMAG]
Ciągnik GAD-1 składa się z dwóch kabin operatora
(1), dwóch podwójnych zespołów hamulcowych (2),
czterech wózków napędowych (3), skrzyni akumulatorowej (4), skrzyni z aparaturą energoelektroniczną
i układem sterowania (5), zespołu hydraulicznego do
zasilania wózków hamulcowych oraz obsługi belek
transportowych (6).
Poziom naładowania akumulatora wynika z następujących aspektów przyrostu i strat energii w cyklu
pracy:
−
przyrostu lub redukcji energii potencjalnej ładunku
i/lub ciągnika,
−
strat energii na pokonanie oporów ruchu na poszczególnych odcinkach trasy,
−
strat energii w pracy silnikowej, będącej wynikiem
sprawności urządzeń mechanicznych i elektrycznych,
−
strat energii w pracy generatorowej, będącej wynikiem sprawności urządzeń mechanicznych i elektrycznych.
Nie wykluczona jest zatem sytuacja, że bilans energetyczny podczas prowadzenia transportu będzie dodatni. Taki przypadek może mieć miejsce, gdy transport z ładunkiem na dużym nachyleniu, będzie się odbywał po upadzie, a jego powrót, bez ładunku, po
wzniosie.
3. Ciągnik GAD-1
Nazwa ciągnika GAD-1 pochodzi od angielskiego:
Gentle Accumulator Drive, co tłumaczy się jako cichy,
łagodny, akumulatorowy napęd. W rozwiązaniu GAD-1,
staraniem kilku zaangażowanych w to przedsięwzięcie
20
Rys.3. Budowa wózka napędowego
[źródło: opracowanie KOMAG]
Każdy z czterech wózków napędowych (rys. 3) wyposażony jest w dwa (identyczne) zespoły napędowe,
złożone z silnika (1), przekładni (2), koła ciernego (3)
i koła zębatego (4). W zależności od rodzaju trasy jezdnej, która może być tradycyjna, wykonana z dwuteownika I 155, lub dodatkowo wyposażona w zębatkę,
zintegrowaną z górną półką dwuteownika, wózek może
pracować ciernie lub zębatkowo. Podczas pracy ciernej, koła cierne są dociskane do bieżni trasy (środnik
dwuteownika) za pomocą siłownika (5), natomiast podczas jazdy zębatkowej koła zębate nie są dociskane.
Zmiana systemu napędowego z ciernego na zębatkowy może być stosowana głównie w rejonie zmiany
nachylenia wyrobiska z mniejszego na większe. Dynamiczny sposób zmiany napędu oznacza, że przy czterech wózkach napędowych, każdy z nich kolejno zmienia system napędowy i w miejscu zmiany część wózków pracuje ciernie, a część zębatkowo. Silniki wózków
pracujących ciernie mają mniejsze prędkości obrotowe
niż silniki wózków pracujących zębatkowo. Sytuacja
taka wymaga nadzorowania zmiany trybu napędowego
przez układ sterowania, w oparciu o odpowiedni algorytm. Zagadnienia związane z dynamiczną zmianą
systemu napędowego są następujące:
−
zmiana dokonywana jest „w ruchu”, kolejno przez
cztery wózki napędowe,
−
podczas pracy ciernej realizowany jest docisk kół
ciernych,
−
podczas pracy zębatkowej docisk jest wyłączony,
−
wózek napędowy zmieniający system napędu nie
generuje siły pociągowej,
−
możliwość spotkania się wierzchołków zębów koła
zębatego i zębatki.
Realizacja dynamicznej zmiany systemu napędowego przez silniki elektryczne jest nadzorowana przez
sterownik ciągnika. Dokonanie dynamicznej zmiany
wymaga:
−
ograniczenia prędkości najazdu w miejscu zmiany
systemu napędowego,
−
zastosowania znaczników w trasie i układu identyfikacji w wózkach napędowych,
−
zastosowania klinowej listwy rozbiegowej, z pierwszymi zębami, o zmniejszonej wysokości,
−
przesunięcia początku zębów po jednej i drugiej
stronie zębatki,
−
wyprzedzającego dostosowywanie prędkości obrotowej silników elektrycznych,
−
zwiększenia siły pociągowej przez aktywne trzy
napędy o 30%,
−
zwolnienia docisku zespołów napędowych w miejscu zmiany systemu napędowego.
Ciągnik wyposażono w dwa zespoły hamulca awaryjno-postojowego (rys. 4), których zadaniem jest zahamowanie ciągnika. Hamulce są sterowane sterownikiem mikroprocesorowym. Dodatkowo, w celu zwiększenia poziomu bezpieczeństwa w obu kabinach, zabudowano zawory kulowe ręcznego zahamowania hamulców awaryjno-postojowych. Operator może ręcznie
wyzwolić ich działanie w sytuacji zagrożenia lub w sytuacji awarii układu elektronicznego nadzoru pracy
ciągnika.
Rys.4. Widok jednego z zespołów hamulca awaryjno –
postojowego [źródło: opracowanie KOMAG]
Źródłem zasilania wózków napędowych ciągnika
jest bateria akumulatorów o napięciu 250 V DC, składająca się z czterech zespołów ogniw litowych. Każdy
zespół o pojemności 150 Ah, stanowi źródło zasilania
napędu jednego wózka. Z czwartego zespołu zasilany
jest dodatkowo silnik indukcyjny pompy hydraulicznej.
Energia z zespołów baterii dostarczana jest poprzez
złącza ognioszczelne, do modułu zasilania, w którym,
za pośrednictwem ośmiu falowników, uzyskuje się napięcie 3-fazowe o regulowanej częstotliwości i amplitudzie, zasilające osiem bezszczotkowych silników
z magnesami trwałymi oraz z dziewiątego falownika
o napięciu 188 V i częstotliwości 50 Hz, służącego do
zasilania indukcyjnego silnika pompy hydraulicznej.
Podczas hamowania silniki generują energię, która poprzez te same falowniki trafia do zespołu akumulatorowego. Układ sterowania czuwa nad tym, aby akumulatory zawsze posiadały zapas pojemności pozwalający na zwrot energii uzyskiwanej podczas pracy
generatorowej.
Urządzenia sterownicze i układy zabezpieczeń
znajdujące się w osłonach ognioszczelnych zasilane są
napięciem 24 V DC. Urządzenia iskrobezpieczne tj:
lampy z oświetleniem diodowym, pulpity sterownicze,
rozdzielacze elektrohydrauliczne oraz sygnalizacja ostrzegawcza zasilane są napięciem 12 V DC.
Sterowanie ciągnikiem odbywa się z pulpitu, który
uruchamiany jest przez operatora kluczykiem w stacyjce. Nadrzędny układ sterowania ciągnika posiada
strukturę rozproszoną, połączoną szeregowo, cyfrową
magistralą CAN.
Magistrala CAN charakteryzuje się dużą odpornością na zakłócenia i niezawodnością, co jest wynikiem
przesyłania danych w postaci napięciowego sygnału
różnicowego oraz sprzętowej obsłudze protokołu i kontroli błędów. Magistrale CAN są powszechnie stosowane w samochodach, a obecnie coraz częściej znajdują
zastosowanie w maszynach górniczych. W systemie
zaimplementowano protokół komunikacyjny CanOpen,
którego zaletą jest unifikacja magistrali. Daje to
możliwość łączenia podzespołów różnych producentów
oraz umożliwia przyłączenie aplikacji przeznaczonej do
diagnozowania i konfigurowania magistrali CAN.
Zarządzanie rozdziałem mocy w różnych fazach ruchu (rozruch, jazda ze zmiennym obciążeniem, chwilowe przeciążenia, hamowanie z rekuperacją energii) i w
warunkach zmiennego stanu naładowania baterii, wymaga zastosowania wektorowych technik sterowania
wielosilnikowym układem napędowym oraz właściwego
doboru parametrów komponentów, jak również opracowania algorytmów bezpieczeństwa w maszynie górniczej przeznaczonej do pracy w warunkach zagrożeń
skojarzonych (zagrożenie wybuchem metanu i/lub pyłu
węglowego, pożarowe, wodne).
21
Rys.5. Schemat blokowy nadrzędnego układu sterowania [źródło: opracowanie autorskie]
Parametry techniczne podwieszonego ciągnika akumulatorowego GAD-1
1.
2.
3.
4.
Moc zainstalowana
Siła uciągu
Typ silnika
Napięcie zasilania silnika
5.
Średnica koła napędowego
6.
Profil jezdni
7.
Realizacja zasilania
8.
Sposób ładowania akumulatorów
9.
Dopuszczalne nachylenia trasy
Zasadniczym wyzwaniem w aspekcie układu sterowania było rozwiązanie problemu, związanego z sekwencyjną zmianą trybu napędowego z ciernego na zębaty i odwrotnie, kolejno, przez poszczególne wózki.
Każdy z wózków napędowych wyposażono w uchylne
ramię, połączone z układem elektrycznym, współpracujące z dwoma znacznikami umieszczonymi na trasie
w miejscu zmiany systemu napędowego – rysunek 4.
Podczas przejazdu w tym miejscu układ sterowania
otrzymuje dwa sygnały, które uruchamiają procedury
mające swoje przełożenie na układ hydrauliczny oraz
energoelektroniczny. Następuje przesterowanie rozdzielaczy elektrohydraulicznych oraz zmiana prędkości
obrotowych w silnikach poszczególnych wózków, aż do
chwili zakończenia procedury zmiany systemu napędowego.
Podstawowe parametry ciagnika GAD-1 przedstawiono w tabeli 1.
22
Tabela 1
72kW (8x9 kW)
80kN ciernie /110 kN zębatkowo
Silniki synchroniczne z magnesami trwałymi
8x150 V
430 mm – koło cierne/
272.6 mm – koło zębate
I 155
Zasilanie z baterii akumulatorowych
poprzez przekształtniki energoelektroniczne
(falowniki)
Ładowanie na specjalnych stanowiskach
oraz odzysk energii z hamowania
Do 30°
4. Ciągnik PCA-1
Poszukując rozwiązania urządzenia transportowego
z niezależnym źródłem zasilania, przeznaczonego do
transportowania małych mas (do 2 ton), specjaliści ITG
KOMAG wspólnie z firmą HELLFEIER Sp. z o.o. opracowali podwieszony ciągnik akumulatorowy PCA-1 –
rysunek 6. Ciągnik PCA-1 jest ciągnikiem poruszającym się po podwieszonej trasie jednoszynowej o profilu
trasy jezdnej I 155, z prędkością do 1 m/s oraz siłą
pociągową do 3,7 kN. Ciągnik posiada zasilanie akumulatorowe, a jego zasięg jazdy jest ograniczony pojemnością baterii. Urządzenie przewidziane jest do
prac manewrowych (załadowcze, wyładowcze), prowadzonych w wyrobiskach zagrożonych atmosferą wybuchową, i dedykowane jest w szczególności do prac
transportowych, prowadzonych w zakładach górniczych,
w obrębie przodków korytarzowych, zajezdni oraz
warsztatów naprawczych.
Rys.6. Podwieszony ciągnik PCA-1 [źródło: KOMAG]
Ciągnik oferowany jest w dwóch wersjach:
−
PCA-1, ciągnik współpracuje tylko z zestawem
transportowym wyposażonym we wciągniki ręczne,
−
PCA-1/ZT, ciągnik może współpracować z zestawem transportowym z zabudowanymi wciągnikami
elektrycznymi.
W przypadku zastosowania wciągników elektrycznych z zestawem transportowym, z modułu zasilającego ciągnika mogą być zasilane i sterowane maksymalnie dwa wciągniki elektryczne.
Do przemieszczania ciągnika po podwieszonej
jezdni jednoszynowej służy wózek napędowy – rysunek
7, który posiada dwa zespoły napędu ciernego, z zabudowanymi silnikami elektrycznymi.
Rys.8. Moduł zasilający [źródło: KOMAG]
Hamowanie manewrowe ciągnika realizowanie jest
poprzez zmianę prędkości obrotowej silnika napędowego. Silniki napędowe są dodatkowo wyposażone w pasywne hamulce tarczowe, zabudowane na osi silnika.
Hamulce pełnią funkcje hamulca postojowego, który
uruchamia się automatycznie po zatrzymaniu ciągnika.
Hamulec uruchamiany jest również awaryjnie w przypadku użycia wyłącznika awaryjnego. Moment statyczny hamulca wynosi 20 Nm przy czasie zadziałania
0,08 s. Zastosowanie ciągnika na trasach o nachyleniu
powyżej 4° wymaga kompletacji ciągnika z urządzeniem awaryjnego hamowania, którym jest wózek hamujący – rysunek 9.
Rys.7. Wózek napędowy [źródło: KOMAG]
Moment napędowy koła ciernego generowany jest
przez zespół napędowy (silnik-przekładnia obiegowokątowa), podwieszony pod wahaczem. Taka zabudowa
zespołu ułatwia prace remontowo-serwisowe. Docisk
kół napędowych do środnika szyny wywierany jest za
pośrednictwem siłownika sprężynowego, zabudowanego na końcach wahaczy.
Elementy wyposażenia elektrycznego, wraz z baterią akumulatorową, zabudowane są w module zasilającym – rysunek 8. Moduł ten składa się z następujących komór: aparaturowej, akumulatorowej oraz przyłączeniowej. Komory połączone są elektrycznie za pośrednictwem izolatorów przepustowych. Na ścianie
bocznej modułu znajduje się odłącznik oraz panel uruchamiania ciągnika, wyboru trybu pracy i sygnalizacyjny.
Rys.9. Wózek hamujący [źródło: KOMAG]
Zespół ten jest powiązany elektrycznie z modułem
zasilającym. Wyzwolenie hamulca wózka hamującego
następuje w przypadkach: przekroczenia maksymalnej
prędkości, zaniku zasilania (wyłączenia ciągnika) oraz
w wyniku uruchomienia wyłącznika awaryjnego. Odhamowanie wózka hamującego realizowane jest hydraulicznie, poprzez pompę ręczną zabudowaną na korpusie wózka hamującego. Konstrukcja ciągnika przewiduje również opcję oświetlenia oraz zastosowanie wyłączników krańcowych.
Najważniejsze parametry techniczne ciągnika PCA-1
pokazano w tabeli 2.
23
Parametry techniczne podwieszonego ciągnika akumulatorowego PCA-1
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Moc zainstalowana
Siła uciągu
Typ silnika
Napięcie zasilania silnika
Średnica koła napędowego
Profil jezdni
7.
Realizacja zasilania
8.
Sposób ładowania akumulatorów
9.
Dopuszczalne nachylenia trasy
Tabela 2
2,2kW (2x1,1 kW)
3,7 kN
Silnik indukcyjny samohamowny
3x230 V
340 mm
I 155
Zasilanie z baterii akumulatorowych poprzez
przekształtnik energoelektroniczny (falownik)
Doładowywanie baterii bezpośrednio
z zespołu transformatorowego
Do 12° (od 4° wymagana kompletacja
z wózkiem hamującym)
Rys.10. Tryby pracy ciągnika PCA-1 [źródło: KOMAG]
Silniki elektryczne zasilane są z baterii akumulatorów umieszczonych w module zasilającym. Bateria
akumulatorów składa się z ogniw litowo-jonowych,
które cechują się duża gęstością energii oraz umożliwiają ładowanie baterii bez emisji gazów niebezpiecznych (powszechnie stosowane ogniwa kwasowoołowiowe w trakcie ładowania wydzielają wodór).
Zastosowanie takiego źródła energii pozwala na prowadzenie procesu ładowania również poza specjalnymi
komorami ładowania.
W ciągniku przewidziano dwa tryby pracy tj. „jazda”
(zasilane są silniki wózka napędowego) oraz „podnoszenie-opuszczanie” (zasilane są silniki wciągników
elektrycznych - dla PCA-1/ZT). Dodatkowo istnieje możliwość wyboru dwóch maksymalnych prędkości jazdy:
−
bieg I – 0,5 m/s (praca silników ze stałym momentem),
−
bieg II – 1 m/s (praca silników ze stała mocą).
Opcjonalnie istnieje również możliwość stosowania
sterowania radiowego. Standardowo zabudowane jest
sterowanie przewodowe. Na rysunku 10 przedstawiono
możliwe tryby pracy ciągnika. Sterowania pracą wózka
hamującego poprzez moduł zasilający pozwala na
zastosowanie różnych, granicznych prędkości wyzwo24
lenia układu hamującego wózka w zależności od wybranego biegu na module zasilającym. Prędkość graniczna wynosi 150% prędkości maksymalnej na danym
biegu, a więc dla biegu I prędkość wyzwolenia wózka
hamującego wynosi 0,75 m/s, a dla biegu II 1,5 m/s.
Zmiana prędkości jazdy oraz hamowanie manewrowe realizowane jest poprzez zmianę prędkości obrotowej silnika, co osiągane jest przez odpowiednie wysterowanie falownika. Zastosowanie mikroprocesorowego sterowania wektorem momentu w czterech
ćwiartkach układu moment-prędkość, umożliwia pracę
z rekuperacją energii, w czasie hamowania elektrycznego wózka napędowego, jak i podczas opuszczania
mas wciągnikami elektrycznymi.
W przypadku zastosowania wciągników z napędem
elektrycznym dodatkową aparaturę elektryczną sterowania pracą wciągników umieszczono w module zasilającym. Podnoszenie i opuszczanie masy odbywa się,
w przypadku każdego wciągnika, osobno i jest sterowane z dodatkowej kasety sterowniczej połączonej
przewodowo ze skrzynią aparaturową. Z panelu można
awaryjnie wyłączyć zasilanie wciągników, co spowoduje wyłączenie obu silników i ich samoczynne zahamowanie.
5. Podsumowanie
Literatura
W przedstawionych urządzeniach transportowych
zastosowano szereg innowacyjnych rozwiązań, które
przekładają się na ich niezawodność.
1.
Drwięga A., Budzyński Z., Czerniak D., Polnik B.:
„Pakiet innowacyjności w ciągniku GAD-1”, Miesięcznik „Napędy i sterowanie” nr 10/2011.
W ciągniku GAD-1 są to przede wszystkim: ogniwa
nowej generacji, silniki z magnesami trwałymi, układ
sterowania i rekuperacji energii. Ciągnik ten ma również możliwość jazdy ciernej lub zębatkowej, co jest
dotychczas rzadkością, nawet w konwencjonalnych,
spalinowych urządzeniach transportowych. Z uwagi na
bezemisyjną pracę, proponowane rozwiązanie będzie
przydatne zwłaszcza tam, gdzie występują problemy
zanieczyszczenia powietrza.
2.
Drwięga A., Budzyński Z., Polnik B, Czerniak D.,
Skupień K.: Akumulatorowy ciągnik podwieszony
GAD-1 jako alternatywa rozwiązań z napędem
spalinowym. Innowacyjne techniki i technologie dla
górnictwa: Monografia: KOMTECH 2011. Red.
Nauk.: Klich A., Kozieł A., ITG KOMAG. Gliwice
2008.
3.
Kaczmarczyk K., Suffner H., Dobrzaniecki P.,
Polnik B., Budzyński Z.: Podwieszony ciągnik akumulatorowy PCA-1 kierunkiem rozwoju nowoczesnych urządzeń transportowych. Innowacyjne
techniki i technologie dla górnictwa: Monografia:
KOMTECH 2011. Red. Nauk.: Klich A., Kozieł A.,
ITG KOMAG. Gliwice 2008.
4.
Kaczmarczyk K.: Podwieszony ciągnik PCA-1 –
nowatorskie rozwiązanie do prac transportowych
w przodkach chodnikowych. Materiały konferencyjne: VI Międzynarodowa Konferencja: Bezpieczeństwo pracy urządzeń transportowych w górnictwie. CBiDGP. Mysłowice – Ustroń 2011.
Na tle oferowanych na rynku rozwiązań ciągników
manewrowych, zaletą podwieszonego ciągnika akumulatorowego PCA-1 jest przede wszystkim własne źródło
zasilania, które eliminuje przewód zasilania elektrycznego bądź hydraulicznego, ograniczający zasięg stosowania urządzenia oraz wprowadza dodatkowe zagrożenia. Nowatorskim rozwiązaniem zastosowanym w tym
urządzeniu jest również sposób ładowania baterii
w czasie postoju, za pośrednictwem ogólnodostępnych
zespołów transformatorowych.
Wdrożenie rozwiązania ciągników GAD-1 oraz
PCA-1 przyczyni się do zwiększenia efektywności wykonywanych prac, oraz wpłynie na poprawę bezpieczeństwa pracy załóg górniczych oraz poprawę ergonomii pracy.
Zagadnienia, przedstawione w artykule, były przedmiotem prezentacji podczas XXI Szkoły Eksploatacji Podziemnej.
25
Mg inż. Marek JEDZINIAK
Analiza systemów wentylacji i odpylania wyrobisk
korytarzowych w kopalniach Kompanii Węglowej S.A.
Streszczenie
Summary
Omówiono wyniki badań ankietowych przeprowadzonych w kopalniach Kompanii Węglowej S.A., dotyczących systemów wentylacji i odpylania ślepych
wyrobisk korytarzowych drążonych za pomocą kombajnów chodnikowych. Przedstawiono liczbowe zestawienia poszczególnych konfiguracji wentylacji ssących i kombinowanych, stosowanych urządzeń odpylających i lutni wirowych oraz omówiono praktyczne
aspekty użytkowania tych urządzeń.
Results of questionnaire inquiries carried out in mines
of Coal Company, JSC as regards ventilation systems
and dust control systems of blind roadways driven by
roadheaders are discussed. Numerical summary of
each configuration of sucking ventilation, combined
ventilation, used dust control equipment and vortex
ventubes is presented and practical aspects of use of
this equipment are discussed.
1. Wstęp
Przystąpienie Polski do Unii Europejskiej i związane
z tym dostosowanie polskiego ustawodawstwa do dyrektyw UE wymusiło wprowadzenie zmian konstrukcyjnych w urządzeniach odpylających, lutniach wirowych, wentylatorach lutniowych i innych urządzeniach
służących do przewietrzania ślepych wyrobisk korytarzowych drążonych kombajnami chodnikowymi. W ramach tych prac Instytut Techniki Górniczej KOMAG
opracował dokumentacje nowych urządzeń, które wprowadzono na rynek, przy współpracy z małymi i średnimi przedsiębiorstwami [1, 2, 3].
Wśród nowych konstrukcji znajdują się:
pylania wyrobisk korytarzowych, w tym opartych m.in.
o powyższe urządzenia. Analiza miała postać badań
ankietowych, przeprowadzonych w I połowie 2011 roku
w kopalniach Kompanii Węglowej S.A.
2. Badania ankietowe
W ramach badań wykorzystano autorski formularz
ankietowy, w którym zawarte były następujące pytania i
pola do wypełnienia:
−
dane formalne (nazwa kopalni, data wypełnienia
kwestionariusza, informacje o osobie wypełniającej),
−
liczba wyrobisk korytarzowych drążonych kombajnami chodnikowymi, z podziałem na poszczególne
rodzaje systemów wentylacji (ssąca, kombinowana),
−
konfiguracje stosowane dla wyrobisk przewietrzanych wentylacją ssącą (oznaczenie chodnika,
zagrożenia metanowe i pyłowe, obudowa i przekrój
wyrobiska, rodzaje urządzeń odpylających, rodzaje
lutni wirowych, średnice lutniociągów ssących),
−
konfiguracje stosowane dla wyrobisk przewietrzanych wentylacją kombinowaną (oznaczenie chodnika, zagrożenia metanowe i pyłowe, obudowa
i przekrój wyrobiska, rodzaje urządzeń odpylających, rodzaje wentylatorów lutniowych, średnice
układów ssawnych, rodzaje lutni wirowych, średnice lutniociągu tłoczącego),
−
urządzenie odpylające DCU-600C (producent: SelmaG Sp. z o.o.),
−
urządzenie odpylające UO-630 (producent: Wiromag Sp. z o.o.),
−
urządzenie odpylające UO-1000 (producent: Wiromag Sp. z o.o.),
−
urządzenie odpylające LDCU-630 (producent: SelmaG Sp. z o.o.),
−
urządzenie odpylające LDCU-800 (producent: SelmaG Sp. z o.o.),
−
urządzenie odpylające DRU-400 (producent: Hydrotech S.A.),
−
lutnia wirowa WIR (producent: Wiromag Sp. z o.o.),
−
lutnia wirowa VT-700M (producent: SelmaG Sp.
z o.o.),
−
wentylator lutniowy WLE/M-1200B/1 (producent:
Grama Sp. z o. o.),
−
wentylator lutniowy WLE-1010B (producent: Grama Sp. z o. o.).
−
Instytut Techniki Górniczej KOMAG przeprowadził
również analizę stosowanych systemów wentylacji i od-
−
−
26
−
sposób usuwania szlamu z urządzeń odpylających,
wady i zalety stosowanych urządzeń odpylających
mokrych,
sugestie związane z możliwymi zmianami konstrukcyjnymi urządzeń odpylających,
zastosowanie urządzeń odpylających na powierzchni, np. w zakładach przeróbki.
Liczba wyrobisk chodnikowych drążonych kombajnami z podziałem
na rodzaje stosowanej wentylacji odrębnej [KOMAG]
Kopalnia / zakład
KWK Knurów-Szczygłowice Ruch Szczygłowice
KWK Knurów-Szczygłowice Ruch Knurów
KWK Sośnica-Makoszowy
KWK Brzeszcze
KWK Bolesław Śmiały
KWK Piast
KWK Ziemowit
KWK Pokój
KWK Halemba-Wirek
KWK Bobrek-Centrum
ZG Piekary
KWK Bielszowice
KWK Jankowice
KWK Chwałowice
KWK Marcel
KWK Rydułtowy-Anna
RAZEM
Tabela 1
Liczba wyrobisk korytarzowych drążonych kombajnami
chodnikowymi
przewietrzanych
przewietrzanych
wentylacją
wentylacją
Razem
odrębną
odrębną ssącą
kombinowaną
4
4
0
5
0
5
8
8
0
5
5
0
5
0
5
9
0
9
9
0
9
4
4
0
6
1
5
8
1
7
5
3
2
4
3
1
5
5
0
5
5
0
7
7
0
9
9
0
98
55
43
Rodzaje urządzeń odpylających stosowanych w wentylacji odrębnej ssącej [KOMAG]
Producent
FTZU
POLMINING
VACAT
Termowent
MAFAG
MAFAG
MAFAG
WIROMAG
SELMAG
Typ
OM-800
OM-1000
OMV-1000
UO1000/1000
IO-600
IO-800
IO-1000
UO-1000
LDCU-800
Tabela 2
2
2
KWK Knurów-Szczygłowice
Ruch Szczygłowice
Ruch Knurów
1
KWK Brzeszcze
KWK Piast
KWK Ziemowit
KWK Pokój
KWK Halemba-Wirek
5
3
1
3
1
5
1
4
5
KWK Bobrek-Centrum
1
ZG Piekary
6
2
KWK Bielszowice
1
KWK Jankowice
KWK Chwałowice
KWK Marcel
KWK Rydułtowy-Anna
RAZEM (Σ = 43)
3
7
3
1
1
1
1
21
5
27
Uzyskano odpowiedzi z 16 zakładów Kompanii
Węglowej S.A.:
−
KWK Knurów-Szczygłowice Ruch Szczygłowice,
−
KWK Knurów-Szczygłowice Ruch Knurów,
−
KWK Sośnica-Makoszowy,
−
KWK Brzeszcze,
−
KWK Bolesław Śmiały,
−
KWK Piast,
−
KWK Ziemowit,
−
KWK Pokój,
−
KWK Halemba-Wirek,
−
KWK Bobrek-Centrum,
−
ZG Piekary,
−
KWK Bielszowice,
−
KWK Jankowice,
−
KWK Chwałowice,
−
KWK Marcel,
−
KWK Rydułtowy-Anna.
Uzyskane odpowiedzi były w większości pełne,
uczestnicy badania nie pominęli żadnego z rozdziałów
ankiety. Wypełnione formularze zostały zebrane i
opracowane przez Zakład Systemów Ekologicznych
ITG KOMAG.
2.1. Rodzaje stosowanej wentylacji
W tabeli 1 przedstawiono wyniki ankiety dotyczące
liczby prowadzonych wyrobisk korytarzowych drążonych kombajnami chodnikowymi, z podziałem na stosowane rodzaje wentylacji odrębnej – kombinowaną
lub ssącą.
Uzyskane dane wskazują na to, że poszczególne
kopalnie we wszystkich wyrobiskach stosują najczęściej (75%) jeden rodzaj wentylacji odrębnej tj. albo
ssącą, albo kombinowaną. Udział poszczególnych typów wentylacji odrębnej wynosi: około. 56% wyrobisk
jest przewietrzanych wentylacją kombinowaną, a 44% ssącą.
2.2. Wentylacja odrębna ssąca
Blisko połowę urządzeń stosowanych w wentylacji
odrębnej ssącej stanowią konstrukcje urządzenia odpylającego UO-1000 produkcji P.W. Wiromag Sp. z o.o.,
w dalszej kolejności stosowane jest urządzenie OM1000 produkcji Polmining Sp. z o.o. (7 szt.), LDCU-800
produkcji SelmaG Sp. z o.o. (5 szt.), OM-800 i OMV1000 produkcji Polmining Sp. z o.o. (po 3 szt.), zaś pozostałe urządzenia stosowane są jednostkowo.
Wśród stosowanych wentylatorów można wyróżnić
konstrukcje produkcji Stalkon Sp. z o.o. (obecnie Stalkowent Sp. z o.o., dawniej Powen S.A.), Sigma S.A.,
Elmech-Kazeten Sp. z o.o., Wiromag Sp. z o.o.. Wydajności i spiętrzenia wentylatorów są dostosowane do
wydajności i oporów przepływu współpracujących urządzeń odpylających, zaś moce silników mieszczą się w
zakresie od 22 kW do 55 kW, przy czym najczęściej
stosowane są albo wentylatory z jednym silnikiem
55 kW albo dwustopniowe z silnikami 37 kW. Nowością
jest pojawienie się wentylatorów dwubiegowych, np.
WL-SIGMA 900-2 12,6/55 kW produkcji Sigma S. A.
Najczęściej stosowane są lutniociągi o średnicy nominalnej 800 mm (w 21 przypadkach) lub 1000 mm
(w 20 przypadkach). Tylko w dwóch wyrobiskach stosowano lutniociągi o większej średnicy (1200 mm).
Wyrobiska, w których stosowana jest wentylacja
odrębna ssąca są najczęściej wielkości ŁP9 lub ŁP10,
rzadziej większe (w jednym przypadku ŁP11 i w dwóch
– ŁP12).
2.3. Wentylacja odrębna kombinowana
W wentylacji odrębnej kombinowanej świeże powietrze jest wtłaczane do wyrobiska lutniociągiem tłocznym, zakończonym lutnią wirową. Lutnia wirowa wywołuje w wyrobisku tłokowo–wirowy ruch powietrza, ograniczając tym samym rozprzestrzenianie się chmury
pyłu do strefy wokół organu urabiającego. Zapylone powietrze jest następnie odsysane krótkim układem
ssawnym i oczyszczane w urządzeniu odpylającym,
które jest zawieszone na szynie kolejki szynowej podwieszanej i przesuwane za postępem przodka wraz
z wydłużaną trasą kolejki.
W tabeli 3 przedstawiono rodzaje poszczególnych
urządzeń odpylających, jakie stosowane są w wariancie wentylacji kombinowanej w poszczególnych kopalniach Kompanii Węglowej S.A.
W wariancie wentylacji odrębnej ssącej zapylone
powietrze jest zasysane z całej długości wyrobiska do
lutniociągu ssącego, który jest przyłączony do stacjonarnego urządzenia odpylającego, zabudowanego
w prądzie przepływowym powietrza, przed wlotem do
odpylanego wyrobiska. Podciśnienie wywołane przez
wentylator ssący powoduje samoczynny napływ świeżego powietrza w kierunku czoła wyrobiska do wlotu do
lutniociągu.
Dominujące są tu dwie konstrukcje – urządzenie
odpylające UO-630 produkcji P.W. Wiromag Sp. z o.o.
oraz DCU-600C produkcji SelmaG Sp. z o.o. Instalacje
odpylające IO-600 nie są już produkowane i należy się
spodziewać, że w najbliższych latach, na skutek zużycia, przestaną być stosowane.
W tabeli 2 zestawiono rodzaje poszczególnych
urządzeń odpylających, jakie stosowane są w wariancie wentylacji odrębnej ssącej w poszczególnych kopalniach Kompanii Węglowej S.A.
W tabeli 4 przedstawiono rodzaje poszczególnych
lutni wirowych, jakie stosowane są w wariancie wentylacji odrębnej kombinowanej w poszczególnych kopalniach Kompanii Węglowej S.A.
28
Rodzaje urządzeń odpylających stosowanych w wentylacji odrębnej kombinowanej [KOMAG]
Tabela 3
Producent
HYDROTECH
MAFAG
WIROMAG
SELMAG
Typ urządzenia odpylającego
DRU 400
IO-600
UO-630
DCU-600C
KWK Knurów-Szczygłowice Ruch
Szczygłowice
KWK Knurów-Szczygłowice Ruch Knurów
KWK Brzeszcze
KWK Piast
KWK Ziemowit
KWK Pokój
KWK Halemba-Wirek
KWK Bobrek-Centrum
ZG Piekary
KWK Bielszowice
KWK Jankowice
KWK Chwałowice
KWK Marcel
KWK Rydułtowy-Anna
RAZEM (Σ=55)
4
1
5
7
4
1
1
1
1
1
3
3
4
1
3
5
1
31
5
2
6
20
Rodzaje lutni wirowych stosowanych w wentylacji odrębnej kombinowanej [KOMAG]
Typ lutni wirowej
WIR-630
WIR-700
4
Ruch Szczygłowice
Ruch Knurów
KWK Brzeszcze
5
KWK Piast
KWK Ziemowit
KWK Pokój
KWK Halemba-Wirek
1
KWK Bobrek-Centrum
ZG Piekary
KWK Bielszowice
3
KWK Jankowice
KWK Chwałowice
KWK Marcel
4
KWK Rydułtowy-Anna
1
RAZEM (Σ=54*)
18
* w jednym przypadku nie podano typu lutni wirowej.
Podział poszczególnych konstrukcji lutni wirowych
jest zbliżony do podziału urządzeń odpylających, w zależności od ich producenta, co jest związane z faktem,
że w postępowaniach przetargowych najczęściej zamawiane są kompletne urządzenia odpylające z lutnią
wirową. Ponadto dokumentacje systemów przodkowych
najczęściej opisują współpracę urządzeń tego samego
producenta. W 30 przypadkach stosowane są lutnie
firmy Wiromag, w 33 – firmy SelmaG. W jednym przyMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
VV-700
VT-700M
7
1
Tabela 4
lutnia
perforowana
3
1
7
11
1
3
5
5
3
1
12
12
padku zastosowana została lutnia perforowana, z uwagi na I kategorię zagrożenia metanowego.
Urządzenia odpylające w wentylacji odrębnej kombinowanej współpracują najczęściej z układami ssawnymi o średnicach 600 mm (28 przypadków) lub 800 mm
(23 przypadki), rzadziej 1000 mm (4 przypadki), zaś
jeśli chodzi o lutnie wirowe, to w 13 przypadkach świeże powietrze dopływało lutniociągami o średnicy 800 mm,
w 41 – 1000 mm i w jednym przypadku 1200 mm.
29
Do współpracy z urządzeniami odpylającymi stosowane są wentylatory z silnikami o mocach od
18,5 kW do 37 kW (sporadycznie 55 kW), najczęściej
wentylatory dwustopniowe 2x18,5 kW produkcji Stalkowent lub Wiromag. Stosowane są też nowe konstrukcje
wentylatorów dwubiegowych, np. Elmech WLE-1255B/E/1
(12,6/55 kW) produkcji Elmech-Kazeten Sp. z o.o.
W przypadku lutni wirowych stosowane są zespoły
napędowe z silnikami o mocy 18,5 kW, które wywołują
wirowy ruch powietrza (przepływ w lutniociągu tłoczącym jest wymuszany przez wentylator lutniowy
umieszczony przed wlotem do wyrobiska, na początku
lutniociągu tłoczącego).
W wyniku analizy wyników badań ankietowych
można stwierdzić, że urządzenia są prawidłowo dobierane, tj. wydajność lutni wirowej jest o co najmniej 20%
większa od wydajności urządzenia odpylającego, dzięki
czemu przepływ powietrza w strefie zazębienia – pomiędzy początkiem szczeliny lutni wirowej a wylotem
z odpylacza – jest prawidłowy.
2.4. Usuwanie szlamu z odpylaczy
Z uwagi na stosowanie metody mokrej do separacji
pyłu, w urządzeniach odpylających powstaje szlam.
Zgodnie z instrukcjami urządzeń odpylających powinien on być okresowo usuwany, a urządzenie powinno
być napełniane czystą wodą.
We wszystkich analizowanych przypadkach szlam
jest wygarniany ręcznie ze zbiorników wodnych urządzeń za pomocą łopaty i ładowany na urządzenia odstawy urobku, tj. na przenośnik taśmowy, zgrzebłowy
lub do wozów kopalnianych i kierowany wraz z urobkiem do zakładu przeróbczego. W żadnym przypadku
nie stwierdzono innego sposobu zagospodarowania
pyłu (szlamu), nie były też stosowane instalacje zagęszczające szlam i oczyszczające wodę obiegową
w odpylaczu.
2.5. Uwagi zgłaszane przez użytkowników. Propozycje zmian i modernizacji
Wśród zalet stosowanych urządzeń odpylających
przedstawiciele kopalń wymieniali przede wszystkim
ich wysoką skuteczność działania, znajdującą potwierdzenie w prowadzonych przez KOMAG badaniach laboratoryjnych. Mokre urządzenia odpylające osiągają
skuteczności rzędu 99,0-99,5%. Są zatem efektywnym
środkiem walki z zapyleniem i zapewniają prawidłową
ochronę przed zagrożeniami związanymi ze szkodliwym oddziaływaniem pyłu na organizm człowieka i zagrożeniem wybuchu mieszaniny pyłu węglowego z powietrzem.
W badaniach podkreślano również łatwość transportu, montażu, obsługi i konserwacji urządzeń, łatwość ich przemieszczania i dobre warunki do zabudowy. Ma to związek z modułową strukturą odpylaczy –
30
są one wykonywane w postaci szeregu podzespołów
łączonych kołnierzowo, które dodatkowo są wyposażone we wzierniki, umożliwiające inspekcję wnętrza
bez konieczności otwierania poszczególnych połączeń
kołnierzowych.
W kilku przypadkach podkreślono również niski
koszt eksploatacyjny urządzeń mokrych oraz korzystny
wpływ na warunki klimatyczne w wyrobisku – rozpylenie wody w powietrzu powoduje obniżenie temperatury.
Do zalet odpylaczy zaliczano również ich uniwersalność, pozwalającą na stosowanie instalacji odpylających z różnego typu kombajnami chodnikowymi, wysoką niezawodność i niską awaryjność, co jest wynikiem prostej budowy i stosowania niskociśnieniowego
obiegu wodnego.
Wymieniane wady ograniczyły się do związanych
z gabarytami urządzeń, ich masą całkowitą oraz sporadycznymi trudnościami w montażu i zabudowie. Problemy te mają najczęściej charakter jednostkowy i są
związane z lokalnymi warunkami zabudowy, szczególnie w wyrobiskach o małym przekroju, gdzie konstrukcja urządzenia odpylającego może ograniczyć znaczącą część przekroju wyrobiska. W celu wyeliminowania powyższych problemów producenci często
dokonują adaptacji urządzeń do indywidualnych warunków miejscowych np. poprzez zmianę kształtu
zbiorników wodnych, zmianę ich sposobu zawieszenia,
zmiany konstrukcyjne nie wpływające na realizowany
proces odpylania, jak np. dodanie lub przesunięcie
wzierników, a także dostawę urządzeń z gotowymi
elementami do ich zawieszenia na szynie kolejki szynowej podwieszanej (łańcuchy, zaczepy, wózki itp.),
aby zapewnić prawidłowy montaż [4].
Należy również zaznaczyć, że zgodnie z dokumentacją urządzeń, wszelkie niedomagania w ich pracy
powinny zostać przeanalizowane, a ich przyczyny usunięte poprzez bieżącą naprawę lub skierowanie urządzenia do serwisu producenta.
Otrzymano również sugestie dotyczące zmian
w urządzeniach, wynikające z doświadczeń ruchowych.
Dotyczyło to przede wszystkim zmniejszenia gabarytów
urządzeń, jak również dostosowania ich konstrukcji do
różnych warunków lokalnych.
Zmniejszenie gabarytów, przede wszystkim długości odpylaczy, jest realizowane w nowych projektach
urządzeń, przykładowo urządzenia odpylające UO-630-1
i UO-630-2, wprowadzone na rynek w 2010 roku, mają
długość zredukowaną o kilka metrów w stosunku do
wcześniejszych konstrukcji [5]. Adaptacje budowy
urządzeń pod kątem przystosowania ich do pracy w
określonych warunkach lokalnych mogą być natomiast
wykonywane przez producenta, przed dostawą gotowych urządzeń do zakładu górniczego, bądź – w porozumieniu z producentem – na miejscu, w warsztatach
użytkowników.
W około 2/3 kopalń urządzenia odpylające były
stosowane również na powierzchni, w zakładach mechanicznej przeróbki węgla. Ich zadaniem jest redukcja
zapylenia w miejscach, gdzie następuje niekontrolowana emisja cząstek stałych, np. w rejonie przesypów
przenośników taśmowych, w rejonie pracy kruszarek,
przesiewaczy itp. Zwarta budowa mokrych urządzeń
odpylających pozwala na ich stosowanie również w zakładach przeróbki mechanicznej węgla, wymaga to jednak wybudowania odpowiedniej instalacji odciągowej,
która będzie doprowadzała zanieczyszczone powietrze
do odpylacza [6]. Obserwując aktualne tendencje do
poprawy warunków pracy, należy przypuszczać, że
udział tego typu zastosowań mokrych urządzeń odpylających w najbliższych latach będzie rósł.
ich zastosowanie na powierzchni, w szczególności do
zwalczania zapylenia w zakładach mechanicznej
przeróbki węgla.
Literatura
1.
2.
3.
3. Podsumowanie
W wyniku przeprowadzonych badań ankietowych
w kopalniach Kompanii Węglowej S.A. dokonano
analizy układów wentylacji odrębnej i odpylania ślepych
wyrobisk korytarzowych drążonych kombajnami chodnikowymi. Wykazano, że wyrobiska te są przewietrzane wentylacją odrębną ssącą lub kombinowaną,
z niewielką przewagą kombinowanej. W poszczególnych układach stosowane są głównie urządzenia projektowane przez ITG KOMAG, w szczególności daje
się zauważyć duży udział urządzeń wprowadzonych na
rynek po wejściu Polski do Unii Europejskiej. Poszczególne układy są prawidłowo zestawione pod względem
wydajności oraz prawidłowej współpracy wentylatorów
z odpylaczami oraz lutni wirowych z odpylaczami w układzie wentylacji kombinowanej.
Przeanalizowano również zgłaszane uwagi, dotyczące wad, zalet oraz sugestii zmian w konstrukcji
urządzeń. Stwierdzono, ze szerokie spektrum zastosowań urządzeń odpylających nie ogranicza się do odpylania podziemnych wyrobisk, ale pozwala również na
4.
5.
6.
Jedziniak M., Sekular K.: System odpylania wyrobisk chodnikowych przewietrzanych wentylacją
kombinowaną z zastosowaniem urządzenia odpylającego DCU 600 i lutni wirowej VV 700. Materiały
na konferencję: KOMTECH 2005 "Systemy ograniczające zagrożenia w procesach eksploatacji maszyn i urządzeń", t. 2, Zakopane 15-17.11.2005 s.
175-184.
Jedziniak M.: Wentylator lutniowy WLE/M-1200B/1.
Maszyny Górnicze 2007 nr 2 s. 19-23.
Jedziniak M., Steindor M., Frydel W., Sekular K.:
Nowoczesne metody przewietrzania i odpylania
wyrobisk korytarzowych w podziemnych zakładach
górniczych. Maszyny Górnicze 2010 nr 3-4 s. 93-102.
Jedziniak M.: Urządzenia odpylające typu mokrego
stosowane w górnictwie - wady, zalety i
perspektywy rozwoju. Maszyny Górnicze 2009 nr 4
s. 46-49.
Jedziniak M., Frydel W.: Nowoczesny system przewietrzania i odpylania wyrobisk korytarzowych.
KOMEKO 2011. Innowacyjne i przyjazne dla środowiska techniki i technologie przeróbki surowców
mineralnych. Bezpieczeństwo - Jakość – Efektywność, Instytut Techniki Górniczej KOMAG, Gliwice
2011 s. 243-255.
Jedziniak M., Loster-Mańka A.: Ochrona środowiska pracy przed zapyleniem w zakładach przeróbki mechanicznej węgla. KOMEKO 2010. Paliwa
- Bezpieczeństwo - Środowisko. Innowacyjne
Techniki i Technologie, Instytut Techniki Górniczej
KOMAG, Gliwice 2010 s. 185-194.
31
Dr inż. Daniel KOWOL
Badania dynamiki kształtowania się warstw gęstościowych
w osadzarce przemysłowej
Streszczenie
Summary
Skuteczność działania osadzarek pulsacyjnych uzależniona jest od wielu czynników technologicznych
i konstrukcyjnych, takich jak charakterystyka pulsacji,
układ odbioru produktów rozdziału i algorytm jego
działania, parametry pokładu sitowego, a także odpowiednie przygotowanie materiału (nadawy) kierowanej
do wzbogacania. Istotnym zagadnieniem jest również
dynamika kształtowania się warstw gęstościowych
wzbogacanego materiału (łoża) w korycie roboczym
osadzarki. Przeprowadzone badania w tym temacie
wykazują, że wzbogacany materiał nie ulega stopniowemu rozdziałowi na całej długości przedziału osadzarki pulsacyjnej. Stwierdzono, że wraz ze zwiększaniem się wysokości warstwy w drugiej części przedziałów osadzarek następuje prawdopodobnie zróżnicowanie prędkości transportowej w warstwach w taki sposób, że w warstwach górnych i dolnych prędkość ta jest większa niż w warstwie środkowej. Badania wykazały również, że ze wzrostem wysokości
progów przelewowych następuje wcześniejszy rozdział większości materiału na produkty w funkcji długości przedziału roboczego osadzarki.
Effectiveness of pulsatory jig operation depends on
many technological and design factors such as characteristics of pulsation, system for receive of separation products and algorithm of its operation, parameters of screen deck, as well as proper preparation
of the material fed to the jig. Dynamics of formation of
density layers of beneficiated material (bed) in operational trough is also an important issue. The tests
show that beneficiated material is not gradually separated along the entire length of pulsatory jig compartment. It was found that together with increase of
height of layer in the second part of jigs compartments
a differentiation of transportation speed in the layers
occurs in such way that this speed in upper and lower
layers is higher than in central layer. The tests also
showed that together with increase of height of overflow thresholds, earlier separation of majority of material into the products, in a function of length of jig operational compartment, occurs.
1. Wprowadzenie
Osadzarki pulsacyjne to urządzenia powszechnie
stosowane w zakładach przeróbczych do wzbogacania
węgla kamiennego w różnych klasach ziarnowych.
Skuteczność działania osadzarek pulsacyjnych uzależniona jest od wielu czynników technologicznych
i konstrukcyjnych, takich jak charakterystyka pulsacji,
układ odbioru produktów rozdziału i algorytmy jego
działania, parametry pokładu sitowego, a także odpowiednie przygotowanie materiału (nadawy) kierowanej
do wzbogacania.
Prowadzone w ITG KOMAG prace badawcze dotyczące wzbogacania grawitacyjnego, ze szczególnym
uwzględnieniem osadzarek pulsacyjnych, pozwalają na
stałe doskonalenie ich działania zarówno w zakresie
skuteczności wzbogacania, jak i niezawodności [1, 2,
3, 4, 5, 6, 7, 8].
Istotnym problemem jest intensyfikacja procesu
wzbogacania w osadzarkach poprzez doskonalenie
metod przygotowania nadawy oraz zwiększenie kontroli działania układu rozdziału/odbioru produktów
wzbogacania. W celu jego rozwiązania zrealizowano
32
w Instytucie Techniki Górniczej KOMAG szeroki
program badawczy, który obejmował laboratoryjne
badania wpływu uśredniania nadawy na skuteczność
rozdziału oraz przemysłowe badania rozkładu
gęstościowego łoża osadzarki. Niniejszy artykuł
zawiera wyniki badań dynamiki kształtowania się
warstw gęstościowych na długości koryta roboczego
osadzarki pulsacyjnej [10].
2. Metodyka badań
Badania prowadzono na średnioziarnowej osadzarce pulsacyjnej OS36 D3E przeznaczonej do trójproduktowego wzbogacania materiału w klasie ziarnowej
60(80)-12(0) mm. Obiekt badań pokazano na rysunku 1.
Badania przeprowadzono dla identyfikacji właściwości dynamicznych obiektu w celu rozwiązywania
zagadnień związanych z problematyką sterowania
osadzarką pulsacyjną.
W pierwszym etapie badań pobrano próby technologiczne zarówno z łoża osadzarki, jak i produktów
rozdziału (koncentrat, półprodukt, odpady) i poddano je
analizom laboratoryjnym. Wykonano również pomiary
rozkładu gęstościowego łoża z wykorzystaniem pływaków doświadczalnych wraz z rejestracją położenia
przepustu produktu dolnego.
Próby produktów rozdziału (wzbogacania) pobrano
w celu porównania z wynikami rozkładu gęstościowego
łoża wzdłuż osadzarki. Również w tym przypadku
próby poddano analizie gęstościowej w cieczach
ciężkich o gęstości 1,5 g/cm3 i 1,8 g/cm3. Produkt koncentratowy pobrano na przelewie ostatnich przedziałów
osadzarki, natomiast produkt pośredni (półprodukt)
i odpadowy na wysypach zsuwni przenośników kubełkowych.
Na rysunku 2 przedstawiono miejsca poboru prób
technologicznych (na przykładzie I przedziału).
Pomiary rozkładu gęstościowego łoża z wykorzystaniem pływaków doświadczalnych przeprowadzono
we wszystkich trzech przedziałach wybranego (lewego)
koryta roboczego osadzarki.
Rys.1. Obiekt badań - osadzarka
średnioziarnowa OS 36D3E
Próby technologiczne łoża pobrano w postaci prób
punktowych, obejmujących całą warstwę łoża. W każdym przedziale wyznaczono 3 punkty z których pobrano próby.
Próby pobierano w trzech warstwach. Po odpowiednim przygotowaniu poddano je analizie gęstościowej w
cieczach ciężkich o gęstości 1,5 g/cm3 i 1,8 g/cm3
zgodnie z normą PN-G-04559.
Na podstawie danych uzyskanych w trakcie badań,
w tym zarejestrowanych zmian położenia pływaków
i przepustu produktu ciężkiego (dolnego), przeprowadzono analizę porównawczą warunków wzbogacania w kolejnych przedziałach badanej osadzarki
przemysłowej.
3. Wyniki badań
3.1. Profil łoża
W tabeli 1 zamieszczono wyniki analiz grawimetrycznych pobranych prób (<1,5; 1,5-1,8; >1,8 g/cm3)
w trzech kolejnych warstwach, pobranych w wyznaczonych punktach każdego przedziału osadzarki. Warstwa
I była warstwą położoną najwyżej, natomiast warstwa
III była warstwą położoną bezpośrednio na pokładzie
sitowym.
Porównanie parametrów prób pobranych z warstw
w pierwszej i drugiej części pojedynczego przedziału
oparto o wyniki analizy warstwy III (przysitowej), zestawione w tabeli 2.
Analiza wyników wykazała, że w kolejnych przedziałach, które charakteryzowały się coraz wyższymi
progami i wysokościami warstwy przysitowej, następuje
wzrost zróżnicowania parametrów warstw. Szczególnie
widoczne różnice można zaobserwować porównując
udziały ziaren w frakcjach >1,5 g/cm3 i >1,8 g/cm3.
Rys. 2. Schemat rozmieszczenia punktów poboru
prób technologicznych A – profil łoża (część I),
B – profil łoża (część II) C – produkt koncentratowy,
D – produkt pośredni, E – produkt odpadowy
W przeciwieństwie do jednolitego składu grawimetrycznego warstw przysitowych w części I przedziału
(charakteryzujących się bardzo niskimi udziałami substancji palnej), w części II (w której punkty pomiarowe
położone były w pobliżu strefy rozdziału/odbioru)
wychody frakcji >1,5 g/cm3 i >1,8 g/cm3 były znacznie
niższe.
33
Zestawienie analiz grawimetrycznych pobranych prób - Przekroje łoża [10]
Tabela 1
Udziały gęstościowe warstwy - I Przedział, %
II część
I część
Gęstość
frakcji, g/cm3
Warstwa
Strona lewa
Strona prawa
Warstwa
Warstwa
I
II
III
I
II
III
I
II
III
< 1,5
43,2
4,6
1,0
51,6
9,6
5,8
59,8
9,9
6,5
1,5-1,8
19,1
4,0
3,0
28,8
9,5
9,1
11,1
4,1
4,9
> 1,8
37,7
91,4
96,0
19,6
80,9
85,1
29,1
86,0
88,6
Suma
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
Udziały gęstościowe warstwy - II Przedział, %
II część
I część
Gęstość
frakcji, g/cm3
Warstwa
Strona lewa
Strona prawa
Warstwa
Warstwa
I
II
III
I
II
III
I
II
III
< 1,5
57,6
13,5
6,6
61,4
15,1
12,6
49,3
24,8
11,1
1,5-1,8
27,8
12,9
4,4
27,3
19,1
9,5
36,6
7,3
16,7
> 1,8
14,6
73,6
89,0
11,3
65,8
77,9
14,1
67,9
72,2
Suma
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
Udziały gęstościowe warstwy - III Przedział, %
II część
I część
Gęstość
frakcji, g/cm3
Warstwa
Strona lewa
Strona prawa
Warstwa
Warstwa
I
II
III
I
II
III
I
II
III
< 1,5
64,7
17,4
1,5
73,2
12,8
6,1
79,8
26,1
15,2
1,5-1,8
31,1
40,8
10,2
24,8
34,0
13,1
18,4
55,8
26,6
> 1,8
4,2
41,8
88,3
2,0
53,2
80,8
1,8
18,1
58,2
Suma
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100,0
100
100
90
80
II część
Udział, %
Udział, %
90
80
I część
70
70
I część
60
II część
Przedział I
Przedział II
Przedział III
Rys.3. Porównanie wychodów frakcji >1,8 g/cm3
w III (przysitowych) warstwach [10]
34
I część
60
II część
Przedział I
Przedział II
Przedział III
Rys.4. Porównanie wychodów frakcji >1,5 g/cm3
w III (przysitowych) warstwach [10]
Parametry warstwy III (przysitowej) w przedziałach roboczych osadzarki [10]
Tabela 2
Przedział I, %
Gęstość frakcji, g/cm3
I część
1,5 - 1,8
> 1,8
> 1,5
3,0
96,0
99,0
Różnica (I-II)
7,0
86,9
93,9
Przedział II, %
I część
1,5 - 1,8
> 1,8
> 1,5
II część (średnia)
II część
4,4
89,0
93,4
-4,0
9,1
5,1
Różnica (I-II)
13,1
75,1
88,2
Przedział III, %
-8,7
13,9
5,2
I część
II część
Różnica (I-II)
10,2
88,3
98,5
19,9
69,5
89,4
-9,7
18,8
9,1
1,5 - 1,8
> 1,8
> 1,5
Zestawienie wyników analiz grawimetrycznych produktów wzbogacania [10]
Tabela 3
Produkt
Produkt pośredni
Produkt odpadowy
Gęstość frakcji,
koncentratowy
3
g/cm
Wychód, %
Wychód, %
Wychód, %
< 1,5
97,85
30,65
0,72
1,5 - 1,8
1,80
24,43
1,61
> 1,8
0,35
44,92
97,67
Suma
100,00
100,00
100,00
Zestawienie parametrów rejestracji dla kolejnych przedziałów osadzarki [9, 10]
Pływak
Przedział I
Przedział II
Gęstość graniczna, g/cm3
1,525
1,825
Tabela 4
Przedział III
1,425
Wysokość (H) warstwy rozdzielczej, mm
423,0
334,0
275,0
Przepust
Przedział I
Przedział II
Przedział III
Średnie otwarcie, %
55,6
44,7
34,0
Zakres zmian otwarcia, %
71,1
24,2
25,9
Częstość zmian, ilość cykli pulsacji
12,0
25-50
20,0
Częstość zmian, s
~ 15
~ 31-62
~ 25
Przykładowo, różnica w udziałach frakcji >1,5 g/cm3
pomiędzy pierwszą i drugą częścią przedziału wynosiła
od 5,1% (Przedział I) do 9,1% (Przedział III). Jeszcze
większe różnice uzyskano w udziałach frakcji odpadowych (>1,8 g/cm3), które wynosiły odpowiednio dla
kolejnych przedziałów: 9,1%; 13,9% oraz 18,8%.
Różnice w wychodach frakcji >1,5 g/cm3 oraz
>1,8 g/cm3 warstwy III (przysitowej), pomiędzy kolejnymi, dwoma, analizowanymi częściami przedziałów,
zobrazowano graficznie na rysunkach 3 i 4.
3.2. Produkty rozdziału
Na podstawie analiz pobranych prób profilu łoża
w pobliżu strefy rozdziału/odbioru (II część) można by
wnioskować o nieprawidłowym rozwarstwianiu materiału i w efekcie niskiej skuteczności rozdziału na produkty
wzbogacania.
Analiza pobranych prób produktów wzbogacania
wykazała jednak, że rozdział w badanej osadzarce
charakteryzuje się wysoką skutecznością. Wyniki analiz grawimetrycznych produktów zestawiono w tabeli 3.
Analizowana warstwa III (przysitowa) miała grubość
około 20 cm. Należy stwierdzić, że wraz ze zmniejszaniem się grubości analizowanej warstwy, materiał staje
się bardziej jednolity pod względem jakościowym
(zmniejszenie się udziałów frakcji palnych <1,8 g/cm3),
a układ odbioru odprowadza materiał tylko z określonej, niewielkiej grubości wzbogacanego materiału.
35
Prawdopodobną przyczyną gorszych wyników rozwarstwiania w II części przedziału jest zróżnicowanie
prędkości transportowej w warstwach będące wynikiem
większej prędkości w warstwie środkowej niż w warstwie górnej (hamujące oddziaływania progu). W związku
z powyższym, w kolejnych przedziałach roboczych
osadzarki, wraz ze wzrostem wysokości stosowanych
progów przelewowych następuje wcześniejszy rozdział
większości materiału na produkty w funkcji długości
przedziału roboczego osadzarki.
Z powyższego wynika, że aby zwiększyć powierzchnię roboczą, na której następuje proces rozwarstwiania należy dążyć do zmniejszenia progów przelewowych kończących pojedyncze przedziały, co można
uzyskać poprzez wprowadzenie zmian konstrukcyjnych
lub opracowanie nowych rozwiązań przepustów produktów ciężkich.
3.3. Pomiary pływakowe
Ze względu na specyfikę budowy przepustów oraz
komór pulsacyjnych w badanej osadzarce OS36 D3E,
ilość odprowadzanego produktu ciężkiego jest zależna
zarówno od wielkości otwarcia szczeliny przepustu, jak
i od natężenia strumienia pulsacyjnego wody przepływającego przez szczelinę [10]. Wpływ drugiego czynnika jest tym większy im mniejsza jest wysokość spiętrzonego materiału znajdującego się nad szczeliną odbiorczą (wysokości progu). Zależy również od obniżania gęstości pozornej rozdzielanego ośrodka.
Wraz ze wzrostem natężenia przepływu strumienia
pulsacyjnego wody przez szczelinę odbiorczą część
produktu ciężkiego nie jest odprowadzana przez nią
w drodze grawitacyjnego opadania, lecz poprzez przepływ skierowanego w dół strumienia wody podczas fazy wylotu zużytego powietrza z komór pulsacyjnych do
atmosfery. Przypadek takiego sposobu odprowadzania
produktu ciężkiego występował w I przedziale odpadowym posiadającym próg o najniższej wysokości. Porównanie gęstości granicznych pływaków w I i II przedziale odpadowym, których przekroczenie powodowało
ich opadanie w stronę szczeliny odbiorczej wykazało,
że gęstość pływaka w I przedziale (~1,525 g/cm3) była
niższa niż w II przedziale (~1,825 g/cm3), pomimo odprowadzania większych i cięższych ziaren. Dwukrotnie
większa wysokość progu w II przedziale (ok. 40 cm)
ograniczała efekt „zasysania” ziaren przez szczelinę
odbiorczą przepustu, podczas gdy w I przedziale (gdzie
to zjawisko następowało), posiadającym niższy próg
(20 cm), odprowadzanie produktu ciężkiego przebiegało w odmienny sposób. Warunki występujące w I
przedziale wymagały szybszej reakcji układów regulacji
ze względu na większe zmiany położenia warstwy
rozdzielczej (utrzymywanie stabilnego jakościowo produktu odpadowego). Porównanie działania przepustów
w obydwu przedziałach wykazało, że w I przedziale
odpadowym zmiany stopnia otwarcia następowały
36
z większą częstotliwością – w przybliżeniu co 12 cykli
pulsacji (w II przedziale co 25-50 cykli), a zakres ich
zmian był większy i wynosił 71,1% otwarcia (w II przedziale 24,2%). Zestawienie zarejestrowanych parametrów pomiarów w strefach rozdziału/odbioru zamieszczono w tabeli 4.
4. Podsumowanie
Wbrew ogólnie przyjętym poglądom dotyczącym
rozwarstwiania wzbogacanego materiału w osadzarce
pulsacyjnej, wyniki przeprowadzonych badań wykazały,
że wzbogacany materiał nie ulega stopniowemu, ciągłemu rozdziałowi na całej długości przedziału osadzarki
pulsacyjnej.
Wraz ze zwiększaniem się wysokości warstwy
w drugiej części przedziałów następuje prawdopodobnie zróżnicowanie prędkości transportowej w warstwach w taki sposób, że w warstwach górnych i dolnych
prędkość ta jest większa niż w warstwie środkowej,
której materiał zagęszczony jest w wyniku hamującego
oddziaływania progu. Zjawisko hamowania środkowych
warstw w strefach rozdzielczych świadczy o jego
znacznym wpływie na efektywność rozdziału i powinno
być poddane dokładniejszym analizom.
Badania wykazały również, że ze wzrostem wysokości progów przelewowych następuje wcześniejszy
rozdział większości materiału na produkty w funkcji
długości przedziału roboczego osadzarki.
Ze względu na stałą długość przedziału, następuje
skrócenie czasu rozwarstwiania materiału pod wpływem pionowo ukierunkowanego przepływu ruchu pulsacyjnego wody, a także większy wpływ na skuteczność rozdziału natężenia poziomego strumienia wody
przepływającej wzdłuż koryta.
Dla uzyskania wzrostu skuteczności rozdziału celowe jest ograniczenie przepływu wody przez przepust,
co pozwoli na stosowanie niższych progów, których
wysokość wynika z rozwiązania konstrukcyjnego przepustów produktów ciężkich.
Zmniejszenie grubości wzbogacanego materiału (łoża) w korycie roboczym można uzyskać w drodze zastosowania nowych mechanizmów przepustów produktów ciężkich, które pozwolą na:
−
wzrost powierzchni roboczej, wykorzystującej do
rozwarstwienia strumień pulsacyjny wody,
−
szybszą realizację i większą efektywność operacji
gęstościowego rozwarstwiania.
Z uwagi na jednolity skład grawimetryczny warstw
przysitowych (bardzo niskie udziały substancji palnej)
w połowie przedziału, należy rozważyć możliwość skrócenia długości poszczególnych przedziałów roboczych.
Ewentualne zmiany w tym zakresie musiałyby jednak
zostać podparte dodatkowymi badaniami.
Literatura
6.
Kowol D.: "Badania zakłóceń pomiaru gęstości rozdziału w zależności od cech geometrycznych pływaka", APPK 2007, Materiały konferencyjne,
Jaworze 2007 r.
7.
Kowol D., Lenartowicz M., Łagódka M.: „Badania
laboratoryjne wpływu parametrów pokładu sitowego na rozdział materiału w osadzarce pulsacyjnej
w zależności od charakterystyki nadawy”. Maszyny
Górnicze 1/2010 (121).
Kowol D., Łagódka M.: “Badania ruchu czujników
pływakowych w warunkach zmiennego rozluzowania łoża osadzarki”, KOMEKO 2006, Materiały
konferencyjne, CMG KOMAG, Zakopane 2006 r.
8.
Lenartowicz M., Kowol D., Łagódka M., Matusiak
P.: „Badania laboratoryjne wpływu parametrów
pokładu sitowego na charakterystykę ruchu pulsacyjnego wody w osadzarce pulsacyjnej”. Górnictwo
i Geoinżynieria, AGH 2009 nr 4, s. 169-175.
Kowol D., Łagódka M., Lenartowicz M., Osoba M.:
“Możliwości zwiększenia skuteczności sterowania
procesem wzbogacania w osadzarkach pulsacyjnych typu KOMAG”, KOMEKO 2004, Materiały
konferencyjne, CMG KOMAG, Ustroń, 2004 r.
9.
4.
Lenartowicz M., Kowol D., Łagódka M.: „Wpływ
wysokości łoża na skuteczność rozdziału nadaw
węglowych w osadzarkach pulsacyjnych”. Zeszyty
Naukowe Politechniki Śląskiej. Górnictwo z. 284,
Gliwice 2008 s. 65 – 74.
Kowol D., Łagódka M.: Badania rozkładu gęstościowego wzbogacanego materiału w strefie rozdziału /odbioru osadzarki pulsacyjnej, KOMEKO
2012 (w przygotowaniu).
10. Intensyfikacja procesu wzbogacania w osadzarkach pulsacyjnych poprzez doskonalenie metod
regulacji i sterowania. Materiały niepublikowane
ITG KOMAG, 2011.
5.
Kowol D., Lenartowicz M.; Łagódka M.: "Wpływ
zmian rozluzowania łoża na położenie warstwy rozdzielczej w osadzarce pulsacyjnej", Maszyny Górnicze nr 2/2007.
1.
2.
3.
Kowol D., Matusiak P.: „Charakterystyka wzbogacalności – istotny czynnik efektywności procesu
rozdziału w osadzarce pulsacyjnej”, Górnictwo i
Geologia, Politechnika Śląska 2011, Tom 6, Zeszyt
2, s. 73-81.
11. Polska Norma PN-G-04559:1997. Węgiel kamienny i brunatny. Metoda analizy gęstościowej.
Czy wiesz, że...
...instalacje do współspalania biomasy będą miały niebagatelny
udział w osiągnięciu przez Polskę zobowiązań unijnych dotyczących
źródeł wytwarzania energii. Obecnie zauważa się wzrost
zainteresowania budową biogazowni rolniczych. Specjaliści szacują,
że do 2020 r. w Polsce może działać nawet około 2,5 tys. biogazowni.
Tendencja ta dotarła do wielu regionów rolniczych, ale również
przemysłowych. Biomasa jest bowiem w ogromnych ilościach
produkowana przez ośrodki miejskie. Biogazownia o mocy 1 MW,
pracująca przez 8000 godzin w ciągu roku, może dać produkcję energii
elektrycznej rzędu 8000 MWh oraz 8500 MWh energii cieplnej.
Powder & Bulk 2012 nr 1 s.50-51
37
Mgr inż. Marek JEDZINIAK
Metody i środki zwalczania zapylenia w rejonach
układów nawęglania zakładów energetycznych
Streszczenie
Summary
Przedstawiono charakterystykę układów nawęglania
w zakładach energetycznych, z jednoczesną identyfikacją miejsc zagrożonych emisją pyłu. Omówiono ciągi transportujące paliwo węglowe z określeniem możliwości stosowania instalacji zwalczających zapylenie.
Zaprezentowano koncepcję układu zwalczania zapylenia opartego na instalacjach odciągowych. Sprecyzowano czynniki, które należy uwzględnić przy projektowaniu tego typu instalacji oraz scharakteryzowano
możliwe do zastosowań urządzenia odpylające.
Characteristics of carburization systems in power
plants is presented and places threatened by dust
emission hazard are identified. Lines transporting coal
fuel are discussed and the possibilities of use of dust
control systems are determined. A concept of dust control system based on ventilating hoods is presented.
Factors, which should be included in designing of such
type of installations are specified and dust control
equipment possible to be used is characterized.
1. Wstęp
Transport materiałów sypkich jest zawsze związany
z problemem pylenia. Ciągi technologiczne w zakładach przemysłowych, gdzie występuje to zjawisko, zazwyczaj nie są wyposażone w instalacje zwalczające
zapylenie. Przyczyną tego stanu rzeczy są oszczędności inwestycyjne (instalacje odpylające w takim przypadku nie są instalacjami głównego ciągu technologicznego, lecz instalacjami pomocniczymi) oraz niższe,
w chwili budowy obiektu przemysłowego, standardy
dotyczące czystości powietrza.
W ostatnich latach obserwuje się tendencje do
poprawy warunków pracy, w tym ograniczania zapylenia, stąd wiele instalacji jest doposażanych w ciągi
odpylające, a nowe obiekty są projektowane już z uwzględnieniem wymagań ochrony zdrowia i środowiska
pracy.
Przykładem obiektów, gdzie występuje problem
związany z pyleniem są zakłady energetyczne, takie
jak elektrownie i elektrociepłownie, w których występują
dwie linie technologiczne związane z transportem
pyłów. Są to instalacje nawęglania oraz odpopielania.
O ile instalacja odpopielania jest zazwyczaj instalacją
szczelną od wylotu z leja elektrofiltra do zbiornika
popiołu i dalej w układzie załadunku popiołu na samochody bądź wagony kolejowe, to instalacje nawęglania składają się głównie z otwartych przenośników
taśmowych. Dlatego w tych przypadkach konieczne
jest zaprojektowanie i wykonanie instalacji odpylających.
Ograniczanie zapylenia w układzie nawęglania ma
następujące aspekty:
38
−
zdrowotny – związany z zagrożeniem szkodliwego
oddziaływania pyłu na organizmy ludzi zatrudnionych na miejscach pracy zlokalizowanych w obrębie budynków układu nawęglania,
−
środowiskowy – związany z zagrożeniem niekontrolowanych emisji pyłów do środowiska,
−
bezpieczeństwa – związany z zagrożeniem wybuchu mieszaniny pyłu palnego (w tym węglowego) z
powietrzem,
−
finansowy – związany z ograniczeniem strat
materiałowych.
2. Charakterystyka układu nawęglania
Układ nawęglania jest jedną z najbardziej rozległych instalacji zakładu energetycznego. Ma on znaczenie strategiczne, gdyż zlokalizowane są na nim
rezerwy paliwa, pozwalające na wytwarzanie energii
w przypadku przerw w jego dostawach.
Układ nawęglania można podzielić na następujące
strefy:
−
odbioru i rozładunku paliwa,
−
transportu paliwa na zwałowisko,
−
zwałowiska – magazynu paliwa,
−
transportu paliwa ze zwałowiska do budynku kotłowni,
−
wyładunku paliwa z układu przenośników do zasobników przykotłowych.
Na rysunku 1 przedstawiono schemat technologiczny typowego układu nawęglania w dużym zakładzie
energetycznym.
Rys.1. Schemat układu nawęglania [1, 4]
Węgiel kamienny dostarczany jest wagonami kolejowymi, które w okresie zimowym są rozmrażane
w budynku rozmrażalni, a następnie wyładowywane
w budynku wywrotnic wagonowych. Poszczególne wagony są wprowadzane do wywrotnicy za pomocą podciągarek bądź lokomotyw, a następnie poprzez obrót
wywrotnicy paliwo jest wysypywane do zasobnika znajdującego się pod wywrotnicami. Opróżniony wagon jest
odstawiany poza wywrotnicę, po czym rozładowywany
jest kolejny. Teoretyczna wydajność jednej wywrotnicy
wynosi od 1000 do 1500 Mg/h, w zależności od pojemności rozładowywanych wagonów. W ciągu jednej
godziny jedna wywrotnica jest w stanie rozładować ok.
16 wagonów.
W jednym budynku rozmrażalni są zainstalowane
zazwyczaj co najmniej dwie wywrotnice, co pozwala na
jednoczesne wyładowywanie dwóch składów kolejowych z paliwem węglowym.
Wyładowany z wagonów kolejowych węgiel jest
zsypywany do zasobników znajdujących się pod wywrotnicami. Zasobnik w dolnej części posiada szczelinę, z której następuje wybieranie materiału za pomocą
obrotowego wózka wygarniającego na przenośnik taśmowy. Wózek wygarniający przesuwa się w czasie
pracy wzdłuż całej szczeliny, powodując tym samym
równomierne opróżnianie zasobników.
Następnie paliwo jest transportowane poprzez
układ przenośników taśmowych od szczelin zasobMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
ników pod wywrotnicami do centralnego budynku przesypowego. Kolejne przenośniki taśmowe transportują
paliwo z centralnego budynku przesypowego do kolejnych budynków przesypowych, a stąd dalej poszczególnych magazynów na zwałowisku, gdzie paliwo jest
usypywane w pryzmy za pomocą zwałowarek.
Ze względu na strategiczne znaczenie układu nawęglania, umożliwiającego pracę zakładu energetycznego w przypadku czasowego wstrzymania dostaw,
wymagane jest zwiększenie niezawodności poszczególnych układów przenośników. Są one zdublowane
i wyposażone w zespoły umożliwiające przełączanie
poszczególnych tras przenośników tak, aby w przypadku awarii zapewnić odstawę węgla z wagonów na plac
magazynowy oraz załadunek z magazynu do zbiorników przykotłowych.
Sam skład paliwa podzielony jest na części, ze
względu na:
−
zasilanie poszczególnych bloków energetycznych,
−
rodzaj składowanego paliwa,
−
wydzielenie części podstawowej i zapasowej.
Poszczególne części składu paliwa tworzą kwatery
(pryzmy), na których usypane jest paliwo. Układ dwóch
bloków energetycznych ma przypisane zazwyczaj dwa
składowiska – jedno podstawowe i drugie zapasowe
(węgiel kamienny) oraz dodatkowe składowiska w
przypadku spalania innego rodzaju paliwa (np.
39
biomasy). Składy paliwa są również wyposażone
w walce wibracyjne do zagęszczania warstwowego
pryzm węgla oraz zagęszczarki do zagęszczania
zboczy zwałów.
Z placu magazynowego paliwo jest transportowane
za pomocą ładowarek kołowo–szynowych oraz spycharek gąsienicowych do rozgarniania, przepychania
lub podpychania węgla do krawędzi zwałów oraz przy
podawaniu wypadów.
Do transportu węgla do zasobników przykotłowych
stosuje się układ przenośników taśmowych, na które
węgiel jest zasypywany ładowarkami i spycharkami.
Charakterystycznym elementem układu nawęglania
jest galeria, w której zlokalizowany jest przenośnik
taśmowy, transportujący paliwo z poziomu placu
magazynowego, do poziomu nad zasobnikami przykotłowymi. Przenośniki są zlokalizowane w tunelach,
w zabudowanych galeriach, bądź są odkryte. Układ
przenośników wyposażony jest w przesypy, zlokalizowane najczęściej w odrębnych budynkach i pozwalające na przełączanie układu transportowego od poszczególnych składowisk na placu magazynowym do
przypisanych im wysypów, a następnie do zbiorników
przykotłowych w blokach energetycznych.
Na poszczególnych ciągach transportowych zamontowane są również urządzenia do separacji mechanicznej węgla z zanieczyszczeń drewna, większych kamieni, brył itp. oraz separatory elektromagnetyczne,
pozwalające na usunięcie zanieczyszczeń ferromagnetycznych. Układy są wyposażone również w urządzenia
do pomiaru ilości podawanego węgla w postaci wag,
jak również urządzenia do pobierania próbek, umożliwiające np. zbadanie składu mieszanek paliwowych
kierowanych do kotła.
Końcową częścią układu nawęglania jest taśmociąg
kierujący węgiel do zbiorników przykotłowych. Zabudowany jest wzdłuż ich osi, nad kratami zasypowymi.
Węgiel jest zgarniany do zbiorników za pomocą pługów
zgarniających, które mogą być, w zależności od potrzeb, podnoszone i opuszczane, tym samym umożliwiają sterowanie zasypem do poszczególnych zbiorników. Zasyp do ostatniego zbiornika odbywa się na końcu przenośnika taśmowego.
3. Miejsca zagrożone występowaniem zapylenia w rejonach układów nawęglania
i sposoby jego zwalczania
W układach nawęglania zidentyfikowano następujące miejsca zagrożone występowaniem zapylenia:
−
strefa wyładowywania węgla z wagonów kolejowych,
−
strefa transportu węgla przenośnikami taśmowymi,
−
rejon placu magazynowego,
−
strefa zasypu węgla do zbiorników przykotłowych.
40
Charakter występowania zapylenia w poszczególnych strefach jest zmienny i tak:
−
w strefie wywrotnic obrotowych zapylenie pojawia
się tylko przez krótki czas (kilkadziesiąt sekund)
w momencie wysypywania węgla z wagonu.
W czasie wykonywania innych czynności (przetaczanie wagonu, początkowa faza jego obrotu przed
rozpoczęciem wysypywania oraz obrót opróżnionego wagonu) emisja pyłu nie występuje,
−
w rejonie pracy obrotowego wózka wygarniającego
zapylenie występuje w czasie wyładowywania węgla ze szczeliny na przenośnik taśmowy. Emisja
pyłu ma charakter ciągły i ograniczony do rejonu
pracy wózka wygarniającego, wzdłuż szczeliny
wylotowej zasobnika,
−
w strefach transportu węgla za pomocą przenośników taśmowych nie występuje intensywna emisja
pyłu,
−
w strefach transportu węgla za pomocą przenośników taśmowych źródłem intensywnego pylenia
są zasypy, przesypy i wysypy oraz wszelkiego
rodzaju wloty i wyloty do urządzeń, takich jak kruszarki, przesiewcze, separatory itp. Charakter emisji jest ciągły i związany z pracą przenośników oraz
wymienionych urządzeń,
−
plac magazynowy węgla, ze względu na jego duży
obszar oraz na mobilność wszystkich urządzeń do
ładowania i wyładowywania jest źródłem emisji pyłu o charakterze niezorganizowanym,
−
w strefie zasypu węgla do zbiorników przykotłowych źródłami emisji pyłu są pługi zgarniające
materiał na kraty poszczególnych zasobników oraz
końcowy wysyp z taśmociągu do ostatniego zasobnika, a więc strefy przesypywania materiału.
W zależności od miejsca występowania zapylenia,
charakteru emisji oraz warunków lokalnych mogą być
stosowane różne rozwiązania techniczne zwalczania
zapylenia [1, 2]:
−
instalacje strukturalnego zwalczania zapylenia –
obejmujące cały budynek, bądź wydzielony rejon
pracy urządzenia emitującego pył,
−
lokalne instalacje odpylające, głównie w rejonie
przesypów przenośników taśmowych.
Instalacje strukturalnego zwalczania zapylenia są
instalacjami wychwytującymi pył w miejscu jego powstawania lub emisji, za pomocą odpowiednich ssaw i
odciągów. Zapylone powietrze jest następnie transportowane siecią przewodów do urządzenia odpylającego,
skąd oczyszczone powietrze jest kierowane do atmosfery.
Ze względu na uszczelnienie ciągów technologicznych, instalacje strukturalnego zwalczania zapylenia są
często również nazywane instalacjami hermetyzacji.
Pierwszym elementem instalacji hermetyzacji jest
miejscowy odciąg zapylonego powietrza. Jego konstrukcja powinna uwzględniać:
−
lokalne warunki, aby odciąg nie powodował utrudnień w prowadzeniu normalnego procesu technologicznego, umożliwiał swobodne przemieszczanie
się w jego rejonie oraz by nie kolidował z wymaganiami formalnymi, np. dotyczącymi wysokości
skrajni kolejowej (wolnej przestrzeni, jaka musi
pozostać nad główką szyny toru kolejowego),
−
warunki emisji zapylenia, aby kierunek zasysania
był zgodny z kierunkiem emisji pyłu,
−
warunki hermetyzacji, aby odciąg w jak największym stopniu uniemożliwiał rozprzestrzenianie się
pyłu poza instalację hermetyzacji,
−
warunki technologiczne, aby odciąg umożliwiał
dostęp do wnętrza np. w celu serwisowania,
−
warunki przyłączenia do dalszej części instalacji –
tak, aby możliwe było prawidłowe odprowadzenie
zapylonego powietrza do przewodów transportujących pył, m.in. w sposób zapobiegający osiadaniu cząstek stałych w ich wnętrzu.
Przewody transportujące zapylone powietrze do
urządzenia odpylającego mogą być wykonane w postaci typowych przewodów wentylacyjnych, gdyż udział
pyłu w powietrzu nie jest duży, a sam pył węglowy nie
ma własności ściernych, stąd zjawisko erozji ścianek
przewodów będzie minimalne.
Trasa przewodów transportowych powinna spełniać
następujące wymagania:
−
należy unikać odcinków poziomych, z uwagi na zagrożenie wydzielania się i osadzania w nich pyłu;
jeśli wykonanie takich odcinków jest nieuniknione,
należy je wyposażyć w klapy wyczystkowe,
−
kąt nachylenia odcinków przewodów transportowych nie powinien być mniejszy niż kąt naturalnego zsypu pyłu węglowego,
−
należy unikać zmian kierunku przepływu powietrza
w przewodach z uwagi na niebezpieczeństwo wydzielania się i gromadzenia pyłu,
−
wszystkie odcinki przewodów powinny być podparte, z uwzględnieniem obciążenia masą samych
przewodów oraz zgromadzonej w nich warstwy
pyłu,
−
ze względu na zagrożenie wybuchem pyłu węglowego, przewody powinny być wykonane ze stali
w celu odprowadzania ładunków elektrostatycznych; zastosowanie przewodów z tworzyw sztucznych jest możliwe tylko w przypadku, gdy ich producent wyda deklarację zgodności z normą dotyczącą pracy w atmosferze zagrożonej wybuchem.
Przewody z poszczególnych odciągów łączą się
w kolektor zbiorczy, który doprowadza powietrze do
urządzenia odpylającego.
Na rysunku 2 przedstawiono schemat przykładowej
instalacji strukturalnego odpylania w rejonie wysypu
paliwa z układu przenośników taśmowych do zbiorników przykotłowych, za pomocą pługów zgarniających.
Rys.2. Schemat instalacji odpylającej w rejonie
załadunku zbiorników przykotłowych [1, 4]
W instalacji tej zlokalizowano następujące miejsca
powstawania zapylenia:
−
przesyp końcowy z przenośnika taśmowego
rozprowadzającego węgiel do poszczególnych
zbiorników przykotłowych (1),
−
wysypy boczne zlokalizowane przy pługach
zgarniających węgiel do trzech zbiorników
przykotłowych (2a, 2b i 2c),
−
kraty zasypowe nad poszczególnymi zbiornikami
przykotłowymi (3a, 3b, 3c i 3d),
−
rejon przesypu z przenośnika taśmowego galerii
nawęglania na przenośnik rozprowadzający węgiel
do poszczególnych zbiorników przykotłowych (4).
Z każdego z tych punktów prowadzone są przewody, którymi odsysane jest zapylone powietrze. Przewody te łączą się w kolektorze (5), który doprowadza
powietrze do filtra workowego (6), umieszczonego na
wyższym poziomie. Przepływ powietrza jest wywoływany za pomocą wentylatora promieniowego (7). Wydzielony pył jest transportowany rurociągiem (8) do jednego
ze zbiorników przykotłowych, zaś oczyszczone powietrze przez wyrzutnię kierowane jest do atmosfery (9).
Jednym z najczęściej występujących miejsc, z których odsysa się zapylone powietrze jest przesyp na
przenośnik taśmowy [3]. Może to być:
−
przesyp z jednego przenośnika taśmowego na
drugi,
−
wysyp ze zsypni na przenośnik taśmowy.
Przesyp powinien być obudowany, zarówno w rejonie przenośnika nadawczego, jak i odbierającego materiał. Obudowa powinna zaczynać się przed rolkami.
Otwór wlotowy do obudowy powinien być jak najmniejszy – tak, aby nie powodował zaburzeń w transporcie
materiału na przenośniku. Wlot powinien być zabezpieczony fartuchem. W miejscu samego przesypu przekrój
obudowy powinien być na tyle duży, aby stały materiał
mógł swobodnie opadać, a jednocześnie aby wzrost
ciśnienia spowodowany opadaniem materiału mógł się
swobodnie rozprzestrzeniać wewnątrz obudowy. Dłu41
gość obudowy powinna być o 50% większa od szerokości taśmy „b”. Na wylocie z obudowy powinien być
umieszczony fartuch. Z uwagi na konieczność zachowania luzu pomiędzy dolną krawędzią obudowy, a taśmą przenośnika, boki obudowy powinny być wyposażone w listwy gumowe. Bezpośrednio za rolką zwrotną
przy górnej taśmie powinien być umieszczony zgarniacz lub szczotka, oczyszczające powracającą taśmę.
Odciąg powietrza z obudowy powinien być umieszczony w końcowej części obudowy i odbywać się zgodnie
z kierunkiem ruchu taśmy. Nie powinien on być
umieszczony zbyt blisko miejsca przesypu, gdyż może
to powodować opadnięcie części pyłu. Z drugiej strony
należy zachować odległość od wylotu obudowy. Obudowę należy dodatkowo wyposażyć w dysze zraszające, umieszczone w rejonie przesypu.
W przypadku zsypu stały materiał jest transportowany przewodem na taśmę przenośnika. Rejon zsypu jest zaopatrzony w obudowę wyposażoną w fartuchy na wlocie i wylocie oraz uszczelniające listwy gumowe po bokach. W obudowie zlokalizowany jest wyciąg odprowadzający zapylone powietrze do urządzenia odpylającego.
4. Urządzenia odpylające
−
Powyższe uwarunkowania wskazują na to, że optymalną konstrukcją będą suche filtry workowe. Ich zastosowanie ma następujące zalety:
−
odznaczają się bardzo wysoką skutecznością odpylania, również dla cząstek o małych rozmiarach,
determinowaną rodzajem zastosowanej tkaniny
filtracyjnej,
−
dla małych obciążeń pyłem, jakie będą miały miejsce w tego typu instalacjach, opory przepływu dla
filtrów workowych są niskie i filtr nie wymusza stosowania wentylatorów dużej mocy,
−
pył wydzielony w filtrze może być zawrócony do
ciągu technologicznego, nie jest zanieczyszczony
wodą.
Wydajność filtra i wentylatora powinny być dobrane
tak, aby:
−
na końcówkach zasysających powietrze występowała prędkość odpowiednia dla zassania ziaren
o średnicy mniejszej od średnicy ziarna granicznego (najczęściej przyjmowanej jako 50 µm),
−
wentylator mógł pokonać opory przepływu w sieci
zasysającej powietrze, w urządzeniu odpylającym
oraz w układzie odprowadzającym oczyszczone
powietrze do atmosfery poprzez wyrzutnię.
Przy doborze urządzenia odpylającego należy kierować się następującymi kryteriami:
−
urządzenie powinno mieć bardzo wysoką całkowitą
skuteczność odpylania, gdyż oczyszczone powietrze jest kierowane do atmosfery,
−
urządzenie powinno mieć wysoką frakcyjną skuteczność odpylania dla cząstek o rozmiarach
poniżej 50 µm (w zasysanym powietrzu nie będą
występowały cząstki o większych wymiarach, gdyż
ulegną one sedymentacji w rejonie zasysania
powietrza do instalacji),
−
ze względu na możliwość ponownego użycia wydzielonego pyłu, pożądane jest zastosowanie technologii suchego odpylania, nie powodującej zanieczyszczenia pyłu wodą (powstawania szlamu),
−
ze względu na znaczne opory sieci doprowadzającej zapylone powietrze do urządzenia odpylającego (przede wszystkim ze względu długość sieci),
należy stosować urządzenia odpylające o stosunkowo niskich oporach przepływu,
−
urządzenie powinno ograniczać możliwość wybuchu pyłu węglowego.
Nie należy stosować takich urządzeń, jak:
−
−
42
komory osadcze i cyklony, które mają zbyt niskie
skuteczności odpylania, szczególnie dla cząstek
o małych rozmiarach,
mokre skrubery i inne tego typu urządzenia odpylające, które odprowadzają wydzielony pył w postaci
szlamu,
cyklony i inne urządzenia wykorzystujące przemianę pędu (bezwładnościowe), z uwagi na ich duże
opory przepływu.
Filtr workowy stosowany do odpylania w układach
nawęglania powinien być wyposażony w instalację
zabezpieczającą przed wybuchem pyłu węglowego.
Stosowane są dwa rodzaje rozwiązań:
−
układy bierne, które kierują energię wybuchu
w sposób kontrolowany w niezagrożone miejsce,
−
układy aktywnego tłumienia wybuchu, wykrywające
i tłumiące energię wybuchu za pomocą gaśnic.
Ze względu na znaczną różnicę kosztów, powszechnie stosowane jest rozwiązanie z układem biernym. W tym celu filtr workowy wyposaża się w cienką
membranę z folii stalowej, która ukierunkowuje rozproszenie energii ewentualnego wybuchu w niezagrożone
miejsce. W razie potrzeby membranę wyposaża się dodatkowo w króciec kierujący zapalone gazy w określone miejsce.
Wybór tego wariantu zabezpieczenia przeciwwybuchowego ma dodatkową zaletę, gdyż filtry workowe lokalizowane są przeważnie poza budynkami technologicznymi, gdzie możliwa jest do zagospodarowania
wystarczająca przestrzeń, w której może rozchodzić się
energia wybuchu.
5. Zagospodarowanie wydzielonego pyłu
W instalacjach hermetyzacji układu nawęglania
udział masy wydzielonej w odpylaczu do całkowitej masy paliwa transportowanej w przenośnikach jest znikoMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
my. Jednakże rachunek ekonomiczny wskazuje na to,
że nawet małą ilość paliwa warto zawracać do ciągu
technologicznego. Dlatego wydzielony w urządzeniu
pył węglowy powinien być kierowany:
−
na taśmę przenośnika,
−
do zbiorników paliwa węglowego,
−
w rejon przesypów lub wysypów.
Projektując miejsce wysypu materiału z filtra workowego należy mieć na uwadze:
−
−
lokalizację wysypu – powinien się znajdować przed
układami pomiarowymi określającymi ilość i skład
paliwa podawanego do kotła, aby nie następowało
wzbogacanie lub rozcieńczanie mieszanki paliwowej węglem z filtra,
transportu zapylonego powietrza,
−
odpylania,
−
odprowadzania oczyszczonego powietrza,
−
zawracania wydzielonego pyłu do ciągu technologicznego.
Przedstawiona koncepcja może stanowić podstawę
do opracowania projektów budowy tego typu instalacji
w układach nawęglania.
Literatura
1.
Materiały przetargowe „Wykonanie, uruchomienie,
przeprowadzenie ruchu próbnego i przekazanie do
eksploatacji układu nawęglania zewnętrznego
w ramach odbudowy mocy wytwórczych w PKE
S.A. – Budowa bloku energetycznego o mocy 50
MW pracującego w skojarzeniu w ZEC BielskoBiała EC1”, ZEC Bielsko-Biała, Bielsko-Biała 2010.
2.
Materiały przetargowe „Budowa bloków nr 5 i 6
w PGE Elektrowni Opole S.A.”, El. Opole, Opole
2010.
3.
Zajączkowski J.: Odpylanie w Przemyśle, Arkady,
Warszawa 1971.
4.
Jedziniak M., Balion Ł., Salbert W.: „Koncepcja
zwalczania zapylenia w rejonie układu nawęglania
w zakładach energetycznych”, praca własna ITG
KOMAG, nie publikowana.
rozwiązanie techniczne wysypu, które powinno zapobiegać powtórnemu unoszeniu się pyłu.
6. Podsumowanie
Przedstawione rozwiązania pozwalają na znaczne
ograniczenie problemu zapylenia w układach nawęglania zakładów energetycznych, a tym samym wyeliminowanie problemów zdrowotnych, ekonomicznych i środowiskowych, a przede wszystkim na zwiększenie bezpieczeństwa eksploatacji układów poprzez ograniczenie rozprzestrzeniania się wybuchowych mieszanin
pyłu węglowego z powietrzem.
Możliwe jest stosowanie różnego rodzaju instalacji,
w postaci sekcji:
−
−
ograniczania rozprzestrzeniania się pyłu i odciągu
zapylenia,
43
Dr inż. Krzysztof NIEŚPIAŁOWSKI
Filtr rewersyjny FR-80
Streszczenie
Summary
W artykule zaprezentowano nowe rozwiązanie filtra
rewersyjnego, przeznaczonego do zastosowania w ciągach technologicznych wykorzystujących wodę niezbędną do płukania, transportu materiałów, chłodzenia,
zraszania oraz napędu i sterowania pracą urządzeń.
Filtr sterowany ręcznie zaprojektowano na ciśnienie
wody wynoszące 4 MPa. Przedstawiono budowę filtra,
jego parametry techniczne oraz przykładowe możliwości zastosowania w urządzeniu zraszającym konstrukcji
ITG KOMAG.
New solution of reversible filter designed for use in
technological lines, which use water which is indispensable for washing, transportation of materials,
cooling, spraying as well as for operation of drive and
control of equipment, is presented in the paper. Manually controlled filter was designed for water pressure of 4 MPa. Design of filter, its technical parameters and exemplary possibilities of its use in spraying device designed at KOMAG is presented.
1. Wstęp
Automatyzacja pracy wielu systemów produkcyjnych uzależniona jest od stopnia uzdatniania wody
dostarczanej do maszyn i urządzeń. Dotyczy to między
innymi systemów zraszania wodnego i powietrznowodnego ograniczających zapylenie. Parametry jakościowe wody determinują jej wykorzystanie, jak również
przekładają się bezpośrednio na żywotność zasilanych
nią urządzeń. Powyższe wymagania stały się przyczyną podjęcia prac nad konstrukcją filtra rewersyjnego, przeznaczonego do zabudowy głównie w instalacjach wodociągowych (p.poż.) istniejących w podziemnych zakładach górniczych. Zespół autorski opracował koncepcję rozwiązania konstrukcyjnego filtra,
który w swym założeniu ma zapewniać ciągłą filtrację
wody bez konieczności demontażu wkładów filtrujących
do czyszczenia.
2. Przykładowe rozwiązania filtrów rewersyjnych
Na rynku polskim i zagranicznym istnieje szereg
firm dostarczających filtry rewersyjne dla przemysłu.
Buduje się je uwzględniając przepływy i ciśnienia
panujące w układach, do których są aplikowane. Przykładowym rozwiązaniem jest bliźniaczy, średniociśnieniowy, samoczyszczący filtr do wody produkcji
Seebach (rys. 1). Charakteryzuje się on natężeniem
przepływu wynoszącym 200 dm3/min, ciśnieniem roboczym 21 MPa, dokładnością filtracji 10/25/50/100/200
µm. Posiada dwa wkłady filtracyjne szczelinowe lub
tekstylne.
Innym rozwiązaniem jest produkt Centrum Hydrauliki Dirk Otto Hennlich Sp. z o.o., mającej siedzibę
w Bytomiu. Filtr wysokociśnieniowy podwójny DN25
typu 203101250140 z rewersyjnym płukaniem (rys. 2)
44
przeznaczony jest do filtracji emulsji wodno-olejowej,
stosowanej zwykle w układzie magistrali zasilania na
wlocie do wyrobiska ścianowego. Charakteryzuje się
on następującymi parametrami: ciśnienie nominalne 42
MPa, natężenie przepływu 200 dm3/min, dokładność filtracji 40 µm, wkład filtracyjny z siatką plecioną lub plisowaną.
Rys.1. Bliźniaczy średniociśnieniowy
samoczyszczący filtr wody [1]
Rys.2. Filtr wysokociśnieniowy podwójny DN25
typu 203101250140 z rewersyjnym płukaniem [2]
Kolejnym przykładem może być jeden z filtrów produkowanych przez firmę Elektron z Radzionkowa.
Dwukomorowy filtr rewersyjny typu EFR(c)/250/10/...
(rys. 3) przeznaczony jest do oczyszczania z zanieczyszczeń stałych wody lub emulsji przeznaczonej do
zasilania maszyn i urządzeń stosowanych w kopalniach węgla kamiennego. Bloki i rury filtra wykonane są
z mosiądzu, zawory ze stali nierdzewnej. Wkłady filtrujące wykonane są z rur szczelinowych ze stali nierdzewnej. Filtr może być stosowany w pomieszczeniach
zagrożonych wybuchem metanu i/lub pyłu węglowego.
Jego charakterystyka techniczna, to: ciśnienie maksymalne 10 MPa, maksymalne natężenie przepływu 250
dm3/min, dokładność filtracji 25/50/100/200 µm.
3. Przeznaczenie i zasada działania filtra
FR-80
Uzupełnieniem przedstawionych przykładowych rozwiązań filtrów rewersyjnych jest filtr konstrukcji ITG
KOMAG przedstawiony poniżej.
Filtr rewersyjny FR-80 (rys. 5 i 6), przeznaczony jest
do ciągłej pracy w instalacjach, w których wymagany
jest odpowiedni stopień czystości wody. Jego budowa
i zastosowane materiały pozwalają na wykorzystanie
go do pracy w podziemnych wyrobiskach zakładów
górniczych, w pomieszczeniach o stopniu „a”, „b” i „c”
niebezpieczeństwa wybuchu metanu oraz klasy A i B
zagrożenia wybuchem pyłu węglowego. W wyżej wymienionych warunkach może być wykorzystywany
w instalacjach zraszających, wymagających wysokiej
jakości zastosowanej wody. Budowa filtra umożliwia
stosowanie go również do filtracji powietrza dostarczanego do zespołów zraszania powietrzno-wodnego.
Parametry techniczne charakteryzujące filtr rewersyjny przedstawiono w tabeli 1.
Parametry techniczne charakteryzujące filtr rewersyjny
FR-80 (źródło: opracowanie własne)
Tabela 1
Masa
10 kg
Wymiary gabaryt.
470 x 225 x 200
(wys. x szer. x głęb.)
mm
Nominalne natężenie przepływu
80 dm3/min
Typ wkładu filtrującego
Wkład szczelinowy
50 µm; 100 µm;
Dokładność filtracji
200 µm
Maksymalne ciśnienie robocze
4 MPa
Sterowanie
Ręczne
Dopuszczalna temperatura pracy
50 ºC
Materiał korpusu
Stal nierdzewna
i wkładów filtrujących
Instalacja
Pionowa
Rys.3. Dwukomorowy filtr rewersyjny
typu EFR(c)/250/10/... [3]
Ciekawym rozwiązaniem jest produkt firmy TECHTRADING Sp. z o.o. z Katowic. Dwudrogowy, rewersyjny zespół filtracyjny typu ZF1 (rys. 4) umożliwia nieprzerwaną pracę zraszającego lub emulsyjnego zespołu pompowego. Możliwa jest praca jednego lub dwóch
wkładów równocześnie. W przypadku pracy z jednym
aktywnym wkładem, drugi powinien być wyczyszczony
i gotowy do pracy. W przypadku spadku ciśnienia na
wejściu-wyjściu filtra, należy filtr przełączyć na czysty
wkład i bezzwłocznie wyczyścić zabrudzony wkład.
W przypadku pracy z dwoma aktywnymi wkładami,
obydwa wkłady należy regularnie czyścić rewersyjnie.
Filtr charakteryzuje się następującymi parametrami:
ciśnienie nominalne 1,6 MPa, natężenie przepływu 800
dm3/min przez jeden wkład, dokładność filtracji
100/300/500/800 µm, wkłady filtracyjne szczelinowe ze
stali nierdzewnej.
3.1. Budowa filtra
Filtr rewersyjny FR-80 (rys. 5) zbudowany jest z następujących podzespołów:
−
dwóch korpusów (zamkniętych pokrywami), w których umieszczono wkłady filtrujące – poz. 1,
−
dwóch zespołów zaworów kulowych, umożliwiających kierowanie strugi wody do wkładów od wewnątrz na zewnątrz (podczas filtracji) lub od zewnątrz do wewnątrz (podczas oczyszczania) – poz.
2,
−
kolektora wlotowego wraz z manometrem – poz. 3,
−
kolektora wylotowego wraz z manometrem –
poz. 4,
−
Rys.4. Dwudrogowy, rewersyjny zespół filtracyjny typu ZF1 [4]
uchwytu umożliwiającego zawieszenie filtra w pozycji pionowej – poz. 5.
Materiały zastosowane do budowy filtra (głównie
stal nierdzewna), umożliwiają wykorzystanie go w trudnych warunkach, panujących w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych.
45
Rys.5. Filtr rewersyjny – budowa: 1-korpus wkładu wraz
z wkładem filtracyjnym, 2-zespół zaworu kulowego,
3-kolektor wlotowy, 4-kolektor wylotowy, 5-uchwyt
(źródło: opracowanie własne)
3.2. Zasada działania
wkład) wody częściowo przez króciec wylotowy, a częściowo przez drugi wkład (od zewnątrz do wewnątrz),
powodując jego oczyszczanie. Zakłada się, że po upływie około 15-30 sekund należy rękojeść zaworu znajdującego się nad wkładem czyszczonym ustawić w pozycji wyjściowej, natomiast drugą rękojeść obrócić
w kierunku „na zewnątrz” o kąt 90O. Następuje wtedy
oczyszczanie drugiego wkładu. Po upływie kolejnych
15-30 sekund, rękojeść zaworu należy ustawić w pozycji wyjściowej. Jeżeli różnica wskazań manometrów
dalej będzie większa od założonej wartości, koniecznym będzie powtórzenie procesu czyszczenia wkładów. Jeżeli trzy kolejne próby czyszczenia nie przyniosą oczekiwanego efektu (w postaci zmniejszenia różnicy ciśnień wody na wlocie i wylocie z filtra) należy wyłączyć filtr z eksploatacji, a wymontowane wkłady oczyścić sprężonym powietrzem lub wymienić na nowe.
4. Przykładowe zastosowanie filtra
Coraz dłuższe systemy odstawy urobku powodują
stosowanie coraz większej liczby przesypów pomiędzy
kolejnymi przenośnikami taśmowymi. Prowadzi to do
zwiększania liczby miejsc generujących zapylenie, a co
za tym idzie zwiększa się stężenie pyłu w wyrobiskach
chodnikowych. W celu redukcji zapylenia na przesypach wykorzystuje się zraszanie. Alternatywą dla tradycyjnych, wodnych urządzeń zraszających jest stosowanie systemów zraszania powietrzno-wodnego [5, 6].
W urządzeniach tych mogą być zastosowane filtry rewersyjne, w tym konstrukcji ITG KOMAG.
Rys.6. Filtr rewersyjny – model 3D
Rys.7. Schemat działania filtra: 1-wkłady filtracyjne, 2-zawory
kulowe, 3-manometry, A-dopływ wody zanieczyszczonej,
B-wypływ wody przefiltrowanej, C-wypływ zanieczyszczeń
Zanieczyszczona woda dopływa do filtra (rys. 6)
jednym z gniazd króćca wlotowego (prawym lub lewym). Przepływa przez oba wkłady filtrujące (od wewnątrz na zewnątrz) i wypływa jednym z gniazd wylotowych (prawym lub lewym). Manometry zabudowane na
króćcach wskazują ciśnienie wody na zasilaniu i spływie z filtra. Różnica wskazań świadczy o postępującym
procesie osadzania zanieczyszczeń na wkładach filtrujących. Jeżeli różnica ciśnień przekroczy założoną
wartość, należy rozpocząć proces oczyszczania wkładów (rys. 7). Polega to na obrocie rękojeści jednego
z zaworów kulowych w kierunku „na zewnątrz” o kąt
90O. Następuje przepływ oczyszczonej (przez jeden
46
Rys.8. Schemat zabudowy filtrów rewersyjnych w instalacji
zraszającej: 1-filtr wody, 2-filtr powietrza, 3-zawór redukcyjny,
4-zawór zwrotny sterowany, 5-zawór odcinający, 6-manometr
(źródło: na podstawie [5]-opracowanie własne)
W rozwiązaniu przedstawionym na rysunku 8, zastosowano dwa filtry rewersyjne. Pierwszy z nich pełni
rolę filtra wody dostarczanej z kopalnianego rurociągu
p.poż., natomiast drugi jest filtrem powietrza dostarczanego z kopalnianego rurociągu sprężonego powietrza. Przepływ wody powoduje otwarcie zaworu
zwrotnego sterowanego, decydującego o możliwości
przepływu powietrza. Podyktowane jest to ochroną
instalacji przed niekontrolowanym wypływem sprężonego powietrza, którego koszt wytwarzania i przesyłu
do wyrobisk kopalnianych jest znaczny. Zawory redukcyjne, zabudowane za filtrami rewersyjnymi, utrzymują założone ciśnienie mediów (wody i powietrza).
Oprócz propozycji zastosowania filtra FR-80 (w instalacjach zraszania wodnego i powietrzno-wodnego,
stosowanego na przesypach przenośników taśmowych) przedstawionej w niniejszej publikacji, filtr konstrukcji ITG KOMAG można również aplikować w systemach zraszania powietrzno-wodnego kombajnów ścianowych i chodnikowych.
5. Podsumowanie
Literatura
Filtr rewersyjny FS-80 opracowano w ITG KOMAG
odpowiadając na zapotrzebowanie użytkowników na
urządzenia filtrujące stosowane w szczególności w instalacjach zraszania powietrzno-wodnego. W porównaniu do filtrów rewersyjnych dostępnych na rynku,
charakteryzuje go stosunkowo małe ciśnienie maksymalne, wynoszące 4 MPa, a równocześnie duża dokładność filtracji, wynosząca 50 µm. Dzięki swej budowie filtr FR-80 nadaje się do wykorzystania w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych. Niebagatelną
zaletą filtra jest jego prosta budowa i obsługa, nie wymagająca przeprowadzenia zaawansowanego szkolenia.
1.
http://www.seebach.com/pl/flash.asp
2.
http://www.centrumhydrauliki.pl
3.
http://elektron.info.pl
4.
http://www.tech-trading.pl
5.
Projekt i dokumentacja techniczna zraszacza przesypów zasilanego wodą i powietrzem do szerokości przenośnika 1200mm. Materiały własne ITG
KOMAG, Gliwice 2011.
6.
Instrukcja. Zraszacz przesypu BRYZA 1200/B. Materiały własne ITG KOMAG, Gliwice 2011.
47
Mgr inż. Krzysztof KACZMARCZYK
Badania górniczego napędu spalinowego
w aspekcie emisji substancji toksycznych
Streszczenie
Summary
W artykule zeprezentowano wyniki badań stanowiskowych górniczego napędu spalinowego. Badania
przeprowadzone zostały na stanowisku badawczym
znajdującym się w ITG KOMAG w ramach pracy badawczej dotyczącej dostosowania silnika spalinowego
do wymagań stawianych górniczym napędom spalinowym. W ramach badań przeprowadzono analizy zawartości substancji toksycznych w spalinach emitowanych przez silnik. Odniesiono się również do norm
dotyczących napędów spalinowych eksploatowanych
w podziemiach kopalń.
Results of stand tests of mining diesel drive are
presented in the paper. The tests were carried out at
test stand at the KOMAG Institute of Mining Technology within the project on adaptation of diesel engines to the requirements of mining diesel drives.
Analyses of content of toxic substances in exhaust
gases emitted by the engine were made within the
tests. The paper also refers to the standards concerning diesel drives operating in mines undergrounds.
1. Wstęp
Zastosowanie po raz pierwszy napędu spalinowego
w podziemiach polskich kopalń węgla kamiennego w
latach 70-tych [6], było początkiem jego coraz szerszej
aplikacji w urządzeniach transportu podziemnego, wypierając napędy, takie jak: linowy czy pneumatyczny.
Powszechne dzisiaj zastosowanie górniczych napędów
spalinowych daje korzyści ekonomiczne i charakteryzuje się:
−
swobodą w prowadzeniu transportu (brak konieczności stosowania np. drutu ślizgowego w przypadku lokomotyw elektrycznych czy instalacji pneumatycznych, niezbędnych do napełniania zbiorników powietrza lokomotyw pneumatycznych),
−
możliwością instalowania dużych mocy w maszynach, co przekłada się na dużą siłę uciągu lokomotywy lub ciągnika,
−
dużą gęstością energii oraz krótkim czasem uzupełniania napędu paliwem energetycznym.
Napędy spalinowe generują jednak zagrożenia
związane z emisją spalin, w tym substancji toksycznych. W trakcie pracy silnik korzysta z tego samego
zasobu powietrza co załoga kopalni. Silnika spalinowy
pracujący pod ziemią zużywa średnio ok. 20-30 kg
paliwa na godzinę pracy. W tym czasie pobiera ok.
600-900 kg powietrza i emituje podobną masę spalin
w zamkniętej przestrzeni wyrobiska podziemnego[1].
Coraz szersze stosowanie napędów spalinowych
w górnictwie węgla kamiennego, w odniesieniu do globalnego rynku ich zastosowań jest jednak na tyle małe,
że nie spotyka się na rynku silników dedykowanych do
takich zastosowań, w związku z tym producenci ma48
szyn górniczych dostosowują we własnym zakresie
silniki z innych branż przemysłu do wymagań eksploatacji w górnictwie węgla kamiennego [2]. W związku
z powyższym deklarowana jakość spalin przez producenta silnika może być nieadekwatna do nowych
warunków pracy. Dostrzegając istotę problemu podjęto
w ITG KOMAG prace badawcze dotyczące dostosowania silnika do wymagań stawianych górniczym napędom spalinowym.
Pierwsze prace dotyczące napędów spalinowych
dla górnictwa węglowego prowadzone w KOMAG-u
miały miejsce w 70-latach [8]. W latach 1982-87 prowadzono prace dotyczące opracowania silnika przeciwwybuchowego na bazie silnika 6C107, koncentrowały się
one na poprawie procesu spalania, głównie przez
wprowadzenie zmian konstrukcyjnych w komorze
wstępnej. Kontynuacje tych prac prowadzono jeszcze
w latach 1998-99 [7]. Ostateczne zaprzestano
dalszego rozwijania napędów z silnikiem wolno ssącym
i komorą pośrednią na rzecz silników doładowanych z
wtryskiem bezpośrednim.
2. Wymagania norm dotyczące emisji substancji toksycznych
Dopuszczalne wartości emisji substancji szkodliwych silników spalinowych eksploatowanych pod ziemią zawarto w normie PN-EN 1679-1:2000 – Silniki
spalinowe tłokowe – Bezpieczeństwo – Silniki o zapłonie samoczynnym. Zapis ten dotyczy silników spalinowych o mocy w zakresie od 37 do 560 kW. W przypadku silników o mocy poniżej 37 kW nie podano wartości dopuszczalnych, ponieważ zagrożenia pochodzące od nich uznano za nieistotne.
Dopuszczalne wartości emisji według PN-EN 1679-1:2000 [8]
Moc
P
Tlenek węgla
CO
Węglowodory
HC
Tlenki azotu
NOX
[kW]
37≤ P<75
75≤ P<130
130≤ P<560
[g/kWh]
6,5
5,0
5,0
[g/kWh]
1,3
1,3
1,3
[g/kWh]
9,2
9,2
9,2
Tabela 1
Cząstki stałe
PM
[g/kWh]
0,85
0,7
0,54
Dopuszczalne wartości emisji według PN-G-36000:1997 [11]
Tabela 2
Zawartość metanu w
powietrzu zasysanym (%)
0,0 lub w kopalniach niewęglowych,
nie zagrożonych wybuchem metanu
1,0
1,5
Tlenek węgla
(ppm)
500
1200
1800
Tlenki azotu (ppm)
750
1000
1000
200
200
200
3
3
3
Węglowodory
(ppm)
Sadza stan zaczernienia wg
skali Boscha
Wartości podane w tabeli 1 są wielkościami emisji jednostkowej, wyznaczonymi na podstawie wzoru [10]:
∑ (M ⋅ W )
=
∑ (P ⋅ W )
i =n
GAS x
GASi
i =1
i =n
i =1
i
Fi
(1)
Fi
gdzie:
Pi
–
moc użyteczna [kW],
MGASi
–
masowe natężenie przepływu poszczególnego składnika gazowego [g/h],
WFi
–
współczynnik wagi,
i
–
numer fazy cyklu pomiarowego.
Parametrem ściśle uzależnionym od sposobu eksploatacji napędu spalinowego jest współczynnik wagi,
który odzwierciedla natężenie obciążenia urządzenia
w środowisku pracy. Wartości współczynników wagi
silników pojazdów pozadrogowych zawarte w normie
PN-EN ISO 8178-4 nie uwzględniają jednakże sposobu
eksploatacji górniczych napędów spalinowych w kopalniach węgla kamiennego.
1679:2000 jest normą zharmonizowaną z dyrektywami
unijnymi, dlatego jej zapisy są obowiązujące w trakcie
certyfikacji. Porównując ją jednak z analogicznymi zapisami [13] dotyczącymi pojazdów poza drogowych
odpowiada ona etapowi I (stage I), który nie obowiązuje
już od 2003 r.
3. Badanie stanowiskowe jakości spalin
górniczego napędu spalinowego
Badania przeprowadzono na stanowisku badawczym zlokalizowanym w ITG KOMAG. Obiektem badań
był górniczy napęd spalinowy, w którym zastosowano
silnik diesla o pojemności 4,5 l i mocy 81 kW (rys. 1).
W trakcie badań mierzono zawartość substancji toksycznych w spalinach z wykorzystaniem analizatora
spalin. Pomiaru zaczerniania spalin dokonywano w skali
Bosch-a.
Wymagania dotyczące napędów spalinowych eksploatowanych w podziemnych wyrobiskach górniczych
zawarte są również w normie PN-G-36000:1997 – Napędy spalinowe dla podziemnych pojazdów górniczych
– Wymagania. W przypadku zastosowania maszyn
z napędem spalinowym w wyrobiskach podziemnych
silnik powinien być tak skonstruowany, aby zawartość
substancji toksycznych w spalinach w żadnym ustalonym stanie pracy silnika nie przekraczały następujących wartości dopuszczalnych, zawartych w tabeli 2 [9,
11].
Norma PN-G-36000 obejmuje wymagania dotyczące określonych stanów obciążenia silnika i nie ujmuje
całościowo pracy urządzenia tak, jak ma to miejsce
w przypadku normy PN-EN-1679:2000. Norma PN-ENMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
Rys.1. Górniczy napęd spalinowy [2]
Pomiary wykonano w odniesieniu do dwóch wariantów:
−
Wariant I – obejmował pomiary jakości spalin emitowanych przez silnik tj. bez zabudowanych przery49
waczy płomienia na dolocie oraz bez układu wylotowego umożliwiającego eksploatację w strefach
zagrożonych atmosferą wybuchową.
w przypadku dwóch wariantów miały na celu określenia
wpływu górniczego osprzętu silnika na proces spalania,
a tym samym na jakości emitowanych spalin.
Wariant II – obejmował pomiary jakości spalin górniczego napędu spalinowego wyposażonego w układ dolotowy z zabudowanymi przerywaczami
płomienia oraz z układem wylotowym, wraz z przerywaczami płomienia, wodną płuczką spalin oraz
iskrochronem.
Wyniki pomiarów w przypadku wszystkich faz cyklu
oraz wariantów pomiarowych przedstawiono w tabeli 4.
Pomiary zawartości węglowodorów pominięto ze względu na dokładność metody pomiaru, mieszczącą się
w zakresie błędu wynikającego z klasy urządzenia.
W przypadku obu wariantów opracowano cykl badań (tabela 3) na podstawie pomiarów w 11 punktach
pomiarowych (faz cyklu) charakterystyki zewnętrznej
silnika spalinowego, analogiczny z 11-fazowym cyklem
NRSC ISO 8171 (rys. 2) [5]. Przeprowadzone badania
Zestawienie pomiarów substancji toksycznych w przypadku dwóch wariantów kompletacji przy porównywalnych warunkach obciążenia pozwalają zidentyfikować
wpływ górniczego układu dolotowego oraz wylotowego
na proces spalania zachodzący w silniku, wiążący się
−
Cykl badań [3]
Tabela 3
Numer fazy
cyklu
Prędkość
obrotowa
Moment
obrotowy
[Nm]
1
2
3
4
5
6
7
2300 obr/min
8
9
10
11
Bieg
jałowy
1500 obr/min
100%
75%
50%
25%
10%
100%
75%
50%
25%
10%
0%
267
200
133
66
27
320
240
160
80
32
0
Czas pracy dla każdego punktu 5 min
Wyniki badań stanowiskowych górniczego napędu spalinowego [3]
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
50
CO
[% obj.]
CO2
[% obj.]
O2
[% obj.]
NO
[ppm obj.]
Zadymienie
[deg B]
I
0,01
7,03
11
1370
0,01
II
0,01
8,27
9
1078
0,01
I
0,01
5,97
13
971
0,01
II
0,01
7,13
11
950
0,01
I
0,01
4,70
14
746
0,01
II
0,01
5,50
13
634
0,01
I
0,01
3,50
16
46
0,01
II
0,02
3,93
15
44
0,02
I
0,02
2,87
17
35
0,02
II
0,01
1,40
19
29
0,01
I
0,05
9,80
7
1915
0,05
II
0,11
10,20
6
1343
0,11
I
0,01
7,03
11
1531
0,01
II
0,02
8,30
9
1318
0,02
I
0,02
4,80
14
827
0,02
II
0,01
6,00
12
880
0,01
I
0,02
2,60
17
54
0,02
II
0,02
3,60
16
47
0,02
I
0,02
2,13
18
31
0,02
II
0,02
2,20
18
31
0,02
I
0,01
1,63
19
34
0,01
II
0,02
1,83
18
43
0,02
1500 obr/min
1
Wariant
2300 obr/min
Tabela 4
Numer
fazy
cyklu
Bieg
jałowy
głównie z oporami przepływu wynikającymi z zabudowanych przerywaczy płomienia [2]. Analizując wyniki
można zauważyć, że w przypadku wariantu II zawartość substancji toksycznych w spalinach jest większa
niż w przypadku wariantu I. Wzrost ten jednak jest niewielki i wskazuje na pracę silnika spalinowego z dużym
naddatkiem powietrza λ, wynikającym z turbodoładowania w konstrukcji silnika. Widać również wyraźny
wzrost zawartości tlenków azotu w spalinach wraz ze
wzrostem obciążenia silnika. Maksymalna wartość
w przypadku maksymalnego momentu generowanego
przez silnik wynosi 1915 ppm obj. Jest to punkt,
w którym mieszanka paliwowa jest najbogatsza
(λ = 1,5), a wysoka temperatura spalania w komorze
silnika, przekraczająca 1200ºC, sprzyja powstawaniu
tlenków azotu. Niska zawartość produktów niezupełnego spalania oraz niski stopień zadymienia w całym
zakresie cyklu świadczy o poprawnej pracy silnika spalinowego. Należy jednak zaznaczyć, że zabudowany
na stanowisku badawczym silnik nie był eksploatowanym w maszynie górniczej. W przypadku długiej eksploatacji jego parametry mogą ulegać pogorszeniu. Porównanie wyników przeprowadzonych badań z wynikami badań eksploatowanych napędów spalinowych, wykonanych w warunkach „in-situ”, zamieszczonymi w [9]
wskazuje na wyraźny wzrost produktów niezupełnego
spalania, w szczególności tlenku węgla silników
eksploatowanych.
Rys.2. Schemat testu NRST ISO 8178 [5]
nych wybuchem, w aspekcie jakości spalin (wzrost
zawartości substancji toksycznych w spalinach). Turbodoładowany silnik, o zapłonie samoczynnym, charakteryzuje się niską zawartością produktów niecałkowitego
spalania w spalinach, co wynika z pracy z dużym naddatkiem powietrza, (nawet w punkcie maksymalnego
obciążenia λ wynosiło 1,5). Wysoka zawartości tlenków
azotu występowała tylko w fazie maksymalnego obciążenia. Porównując wyniki badań z wartościami
dopuszczalnymi według PN-G-36000 stwierdzić można, że zbyt rygorystycznie traktują zawartość tlenków
azotu w spalinach, limitując jego wartość w każdym
punkcie pracy, nie uwzględniając charakteru pracy
urządzenia, tak jak ma to miejsce w przypadku normy
PN-EN 1679:2000. Należy zaznaczyć, że wykorzystanie maksymalnej mocy urządzeń transportowych
związane jest przede wszystkim z dynamiką maszyny
i nie występuje w długich odcinkach czasu.
Literatura
1.
Brzeżański M., Pieczora E., Kaczmarczyk K.: Rozwiązania napędów spalinowych do zastosowań
w wyrobiskach podziemnych węgla kamiennego.
„Silniki Spalinowe” 3/2010 (142).
2.
Dobrzaniecki P.: Badania napędu spalinowego
w aspekcie wybranych parametrów pracy, sprawozdanie z realizacji pracy statutowej E33/EG05836, nie publikowane, KOMAG 2009.
3.
Kaczmarczyk K.: Analiza przepływu spalin na drodze układu wylotowego górniczego napędu spalinowego, E/EG44-12421, nie publikowane, KOMAG
2011.
4.
Kaczmarczyk K., Dobrzaniecki P.: Wybrane metody oczyszczania spalin możliwe do zastosowania
w górniczych napędach spalinowych. Monografia
KOMEKO 2010: „Paliwo - Bezpieczeństwo - Środowisko”, Rytro 2010.
5.
Merkisz J., Lijewski P., Wasali S.: Analiza warunków pracy silników pojazdów o zastosowaniach
pozadrogowych w aspekcie przepisów dotyczących emisji związków toksycznych spalin. „Eksploatacja i Niezawodność” nr 1/2010.
6.
Nasiek M.: Napędy spalinowe w pomocniczym
transporcie kopalnianym. „Automatyzacja i Mechanizacja Górnictwa”. Nr 4(149) kwiecień 1981 r.
7.
Pieczora. E: Doskonalenie napędów spalinowych
dołowych maszyn i urzadzeń górniczych, E/BC7774, niepublikowane, KOMAG 1999.
8.
Siurek J.: Małotoksyczny napęd spalinowy dla górnictwa węglowego na bazie krajowego silnika
seryjnego, BBN-4732, nie publikowane, KOMAG
1999.
9.
Sporysz G., Szlązak N.: Wpływ podziemnych
pojazdów górniczych z napędem spalinowym na
stan zagrożenia atmosfery kopalnianej, VII Między-
4. Podsumowanie
Stosowanie silników spalinowych w podziemiach
kopalń wiąże się z emisją składników toksycznych do
atmosfery kopalnianej. Przeprowadzone badania stanowiskowe górniczego napędu spalinowego miały na
celu uzyskanie informacji o jakości jego spalin. Badania
potwierdziły wpływ oprzyrządowania silnika spalinowego niezbędnego do eksploatacji w strefach zagrożoMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
51
narodowa konferencja „Bezpieczeństwo Pracy
Urządzeń Transportowych w Górnictwie”, Ustroń 2011.
10. PN-EN 1679-1:2000 Silniki spalinowe tłokowe –
Bezpieczeństwo – Silniki o zapłonie samoczynnym.
11. PN-G-36000:1997 Napędy spalinowe dla podziemnych pojazdów górniczych. Wymagania.
12. PN-EN ISO 8187-1 Silniki spalinowe tłokowe – Pomiar emisji składników gazowych i cząstek stałych
na stanowiskach badawczych.
52
13. Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 19
sierpnia 2005 r. w sprawie szczegółowych wymagań dla silników spalinowych w zakreie ograniczenia emisji zanieczyszczeń gazowych i cząstek
stałych przez te silniki (Dz.U. Nr 202, poz. 2203).
Monografie
Świder J., Jasiulek D.: Zastosowanie sztucznych sieci neuronowych w układzie sterowania kombajnu
chodnikowego. Prace Naukowe - Monografie nr 35,
Instytut Techniki Górniczej KOMAG, Gliwice 2011
Zachęcamy do zapoznania się z monografią, która
omawia bardzo ważne obecnie zagadnienie, związane
z rozwojem nowoczesnej techniki komputerowej, a dotyczące rozpowszechniania zaawansowanych technik
sterowania. Autorzy podkreślają, że współcześni projektanci systemów automatyki coraz częściej sięgają
po techniki sztucznej inteligencji, do których należą
sztuczne sieci neuronowe lub logika rozmyta. Ważną
rolę zaczynają również odgrywać tzw. algorytmy
hybrydowe, czyli połączenia klasycznych algorytmów
sterowania z technikami sztucznej inteligencji.
Tematykę książki ujęto w siedmiu rozdziałach,
z których pierwszy stanowi wstęp, a ostatni podsumowanie pracy.
We wstępie Autorzy omawiają trudności towarzyszące przygotowaniu klasycznego modelu matematycznego, opisującego zjawiska związane z pracą kombajnu chodnikowego w procesie sterowania nim.
Podkreślono tym samym ważność podejmowania prób
zastosowania technik sztucznej inteligencji w modelowaniu zjawisk występujących w trakcie drążenia wyrobisk korytarzowych (tuneli). Przedstawiono genezę
problemu zaznaczając, że tendencje w światowym
górnictwie wskazują na konieczność modyfikacji układów sterowania kombajnów chodnikowych zarówno
w celu usprawnienia prac związanych z drążeniem
chodnika, jak i ze względów bezpieczeństwa załogi.
Podkreślono także ważny aspekt ekonomiczny zagadnienia. Autorzy zwrócili również uwagę na występowanie wielu zagrożeń i zjawisk losowych, które mogą
wystąpić w trakcie urabiania. Fakt ten uzasadnia wprowadzenie adaptacyjnego układu sterowania, bazującego na technikach sztucznej inteligencji. Wstęp zakończono prezentacją budowy regulatorów neuronowych.
Rozdział drugi poświęcono opisowi kombajnu chodnikowego. Przedstawiono budowę kombajnu typu R-130
oraz przytoczono jego podstawowe parametry
techniczne. Szczególną uwagę zwrócono na konstrukcję wysięgnika i głowic urabiających. Tematykę rozdziału kończy omówienie układów sterowania kombajnów chodnikowych, stosowanych w polskim górnictwie
węglowym.
W rozdziale trzecim przedstawiono przebieg badań
w warunkach rzeczywistych, podczas drążenia chodnika kombajnem R-130 produkcji REMAG SA. KomMASZYNY GÓRNICZE 1/2012
bajn z zabudowaną aparaturą pomiarowo-rejestrującą
został zainstalowany w KWK Marcel, w pochylni badawczej. Pomiary były prowadzone w trybie czterozmianowym, zgodnie z rytmem pracy kopalni, przy
stałej obecności specjalisty z KOMAG-u. W tabeli ujęto
parametry rejestrowane w trakcie badań. Dokonano
szczegółowej analizy wyników pomiarów ze szczególnym uwzględnieniem czasu cyklu urabiania, trajektorii
głowicy urabiającej, natężenia prądu silników, wartości
skutecznej przyspieszenia drgań mechanicznych, ciśnienia w siłowniku obrotu wysięgnika i jego prędkości
kątowej.
Czwarty rozdział monografii opisuje algorytm sterowania procesem drążenia. Autorzy zaprezentowali założenia przyjęte w budowie układu sterowania, a także
ograniczenia, które należało uwzględnić. Omówiono
adaptacyjny układ sterowania z neuronową identyfikacją modelu oraz wartości mierzone przez układ
sterowania.
Neuronowa identyfikacja modelu została przedstawiona w piątym rozdziale monografii. Autorzy scharakteryzowali sztuczne sieci neuronowe i opisali ich historię. W dalszej części rozdziału omówiono perceptrony
wielowarstwowe (jednokierunkowe sieci wielowarstwowe) oraz sposób ich uczenia. Dokonano wyboru danych uczących z uwzględnieniem przygotowania tych
danych. Określono preprocesing i postprocesing. Omówiono model sieci podkreślając znaczenie przeprowadzenia wstępnych analiz numerycznych. Po zakończeniu analizy struktury sieci prowadzono badania modelowe. Symulacje wykonano w programie MATLAB
z pakietem Neural Network Toolbox. Opisano zbiory
danych użytych w trakcie symulacji.
Rozważania rozdziału szóstego koncentrują się na
problematyce implementacji algorytmu sterującego.
Określono doświadczalny układ sterowania z jednostką
centralną IPC 758-870. Opisano moduł wejść cyfrowych WAGO 750-431 oraz moduł wejść analogowych
WAGO 750-459. Podkreślono, że oprogramowanie
sterownika PLC zostało wykonane w środowisku
CoDeSys, umożliwiającym podgląd pracy sterownika
w czasie rzeczywistym. Rozdział zakończono omówieniem modułowej struktury programu sterownika.
W siódmym rozdziale monografii zawarto podsumowanie badań. Autorzy zaznaczają, że w ramach pracy
została opracowana metoda doboru prędkości obwodowej wysięgnika kombajnu w płaszczyźnie równoległej do spągu, w zależności od własności urabianej
skały – jej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie.
Aby osiągnąć postawione cele wykorzystano sztuczną
sieć neuronową na etapie identyfikacji tego parametru.
53
Dobierając strukturę sztucznej sieci neuronowej kierowano się możliwościami jej implementacji w rzeczywistym sterowniku PLC. Kończąc książkę zauważono,
że kolejnym etapem prac powinno być wdrożenie
i przetestowanie układu sterowania w warunkach
rzeczywistych. Autorzy zalecają też ukierunkowanie
dalszych badań nad możliwościami implementacji sieci
neuronowych na wykorzystanie ich w diagnostyce
technicznej stanu maszyn. W omawianym przypadku
54
dotyczy to kombajnu chodnikowego, głównie przekładni napędu organu urabiającego.
Praca zawiera Dodatek A, w którym przedstawiono
wyniki badań prowadzonych w KWK Marcel.
Monografię opatrzono obszernym spisem literatury,
zawierającym wiele wartościowych publikacji Autorów.
Opracowała: mgr Mariola Podgórska
Tematyczny wykaz artykułów opublikowanych w 2011 roku
PROJEKTOWANIE I BADANIA
DESIGNING AND TESTING
1/2011
1/2011
Gicala B.: Symulacja numeryczna rozkładu temperatury korpusu przekładni zębatej ...................
Gicala B.: Numerical simulation of temperature
3 distribution of gear body .......................................
3
Mikoś M., Karch M.: Wpływ dodatkowej prerotacji
zasysanej strugi na obraz prędkości cieczy
w przestrzeni przedwirnikowej pompy wirowej
Mikoś M., Karch M.: Impact of additional pre-rotation of sucked stream on liquid speed field in
before-impeller zone of centrifugal pump .............
12
Niedworok A.: Prace projektowo – badawcze
z obszaru dedykowanej aparatury pomiarowej realizowane w Laboratorium Badań Stosowanych
Instytutu Techniki Górniczej KOMAG ..................
Węgrzyn T., Wieczorek A., Żołnierz M.: Analiza
stężenia węgla w warstwach przypowierzchniowych stali do nawęglania .....................................
2/2011
12
Niedworok A.: Designing and research project in
the field of dedicated measuring instrumentation
in the Laboratory of Applied Tests of KOMAG
16 Institute of Mining Technology ..............................
Węgrzyn T., Wieczorek A., Żołnierz M.: Analysis
of carbon concentration in a surface layer of steel
24 prepared for steel cementation .............................
16
24
2/2011
Mazurek K., Szyguła M.: Wpływ stopnia dyskretyzacji modelu stojaka na czas obliczeń i otrzymane wyniki .........................................................
Mazurek K., Szyguła M.:Impact of degree of model discretization on time of calculations and ob3 tained results ........................................................
3
Chuchnowski W., Turewicz A.: Predykcja uszkodzeń maszyn w oparciu o modele matematyczne zmęczenia materiałów oraz wyniki monitoringu ..................................................................
Chuchnowski W., Turewicz A.: Prediction of damages to the machine on the basis of mathematical models of materials fatigue and results of
7 monitoring .............................................................
7
Tokarczyk J.: Identyfikacja oddziaływania obciążeń dynamicznych na elementy nośne tras kolejek podwieszonych ............................................
Tokarczyk J.: Identification of dynamic loads acting on bearing components of suspended mo12 norail .....................................................................
12
3/2011
3/2011
Kozieł A., Pieczora E.: Współpraca Instytutu
Techniki Górniczej KOMAG z producentami maszyn i urządzeń dla górnictwa – osiągnięcia
i perspektywy .......................................................
Kozieł A., Pieczora E.: Collaboration between the
KOMAG Institute of Mining Technology and manufacturers of machines and equipment for the
5 mining industry – achievements and perspectives
5
Madejczyk W.: Akredytowane badania dla górnictwa wykonywane w Laboratorium Badań ITG
KOMAG ................................................................
Madejczyk W.: Accredited tests for the mining
industry conducted at the laboratory of tests at
11 KOMAG ................................................................
11
Niedworok A., Orzech Ł., Talarek M.: Prace badawcze Laboratorium Badań Stosowanych Instytutu Techniki Górniczej KOMAG na rzecz innowacyjnych rozwiązań dla gospodarki .......................
Niedworok A., Orzech Ł., Talarek M.: Research
work of the Laboratory of Applied Tests at the
KOMAG Institute of Mining Technology for inno15 vative solutions for economy ................................
15
Grynkiewicz-Bylina B.: Badania materiałowe narzędziem kontroli jakości wyrobów przemysłowych
Grynkiewicz-Bylina B.: Material tests as a tool for
21 control of quality of industrial products .................
21
Tokarczyk J., Dudek M., Turewicz A., Pakura A.:
System wspomagania obliczeń trakcyjnych dla
kolejek podwieszonych z napędem własnym ......
Tokarczyk J., Dudek M., Turewicz A., Pakura A.:
System aiding traction calculations for suspended
26 monorails with their own drive ..............................
26
Kalita M.: Proces projektowania spągoładowarki
z wymiennym osprzętem roboczym .....................
Kalita M.: Process of designing of roadheading
32 machine with removable operational equipment
32
4/2011
Gicala B., Turewicz A.: Metoda numerycznej mechaniki płynów w projektowaniu maszyn i urządzeń górniczych ...................................................
4/2011
Gicala B., Turewicz A.: Computational fluid dynamics method for designing of mining machines
3 and equipment ......................................................
3
55
Stankiewicz K.: Metoda samoorganizacji roju
w monitorowaniu i sterowaniu urządzeń w warunkach wyrobisk podziemnych ...........................
Stankiewicz K.: Method of self-organisation of
cluster in monitoring and control of machines in
10 conditions of underground working .......................
KOMBAJNY CHODNIKOWE
ROAD HEADERS
1/2011
1/2011
Jonak J., Rogala – Rojek J.: Analiza czynników
mających wpływ na kształtowanie się wydajności
urabiania kombajnami chodnikowymi ..................
Jonak J., Rogala – Rojek J.: Analysis of factors
that have an impact on roadheader mining
29 capacity ................................................................
MASZYNY ŁADUJĄCE
LOADING MACHINES
1/2011
1/2011
Cebula D., Kalita M., Prostański D., Wyrobek E.:
Ładowarka górnicza ŁJK-1200 wytwarzana
w oparciu o elementy powtórnie wprowadzone do
obrotu ...................................................................
Cebula D., Kalita M., Prostański D., Wyrobek E.:
ŁJK-1200 mining loader manufactured on the basis of refitted components.......................................
MECHANICAL MINERAL PROCESSING
1/2011
1/2011
2/2011
29
34
34
PRZERÓBKA MECHANICZNA
Tomas A., Wieczorek A.: Problemy eksploatacyjne systemów poboru próbki materiałów sypkich
10
Tomas A., Wieczorek A.: Operational problems of
39 loose materials sampling ......................................
39
2/2011
Gawliński A., Jasiulek D., Jendrysik D., Kowol D.,
Łagódka M., Rogala-Rojek J.,Stankiewicz K.,
Woszczyński M.: System sterowania osadzarką
pulsacyjną KOMAG ................................................
Gawliński A., Jasiulek D., Jendrysik D., Kowol D.,
Łagódka M., Rogala-Rojek J.,Stankiewicz K.,
Woszczyński M.: Control system for KOMAG pul26 satory jig ...............................................................
26
Tomas A.: Kruszarka laboratoryjna KW-240..........
32 Tomas A.: KW-240 laboratory crusher ..................
32
OCHRONA ŚRODOWISKA
ENVIRONMENT PROTECTION
1/2011
1/2011
Pierchała M.: Niskoemisyjny akustycznie system
wentylacji obiektów o znaczeniu strategicznym
Pierchała M.: Low noise emission ventilation sy44 stem for the objects of strategic meaning .............
WARTO PRZECZYTAĆ
WORTH TO READ
1/2011
1/2011
44
Podgórska M.: Opis monografii ............................
48 Podgórska M.: Monography description ...............
48
Tematyczny wykaz artykułów opublikowanych
w „Maszynach Górniczych” w 2010 roku .............
List of papers published in “Mining Machines” in
50 2010 ………………………………….........………...
50
2/2011
Podgórska M.: Czasopisma zagraniczne ..............
3/2011
Opis monografii B. Gicali .....................................
4/2011
Opis monografii ....................................................
56
2/2011
58 Podgórska M.: International magazines.................
58
3/2011
101 Monography description B. Gicala ........................ 101
4/2011
49 Monography description .......................................
49
SZYBY I MASZYNY WYCIĄGOWE
SHAFTS AND HOISTING MACHINES
2/2011
2/2011
Kowal L., Turewicz K.: Odporność cieplna hamulców maszyn wyciągowych w aspekcie zwiększenia parametrów ruchowych górniczych wyciągów szybowych ...............................................
Kowal L., Turewicz K.: Thermal resistance of
brakes of hoisting machines in the aspect of
increase of operational parameters of mining shaft
18 hoists ....................................................................
NAPĘDY I STEROWANIE
DRIVERS AND CONTROL SYSTEMS
2/2011
2/2011
Kozieł A.: Inteligentne systemy maszyn
górniczych..............................................................
Budzyński Z., Polnik B.: Mechatroniczny układ
sterowania i napędu akumulatorowych kolei szynowych przeznaczonych do pracy w atmosferze
wybuchowej .........................................................
Kozieł A.: Intelligent mining machines systems......
39 Budzyński Z., Polnik B.: Mechatronic system for
control and drive of battery railways designed for
operation in explosive atmosphere .....................
Dobrzaniecki P.: Stand tests of mining diesel drive
25
Budzyński Z., Polnik B., Gąsior T.: Comparative
analysis of using synchronous and asynchronous drives in battery mine locomotives ...............
31
Miszanskij J.A.: Effective use of electric energy in
the supply systems of coal mines .........................
38
25
31
38
QUALITY, CERTYFICATION, STANDARDIZATION,
MANAGEMENT
2/2011
2/2011
Zając R., Wierzbicka D., Czerniak D.: Technical
requirements for plug connectors in hydraulic co52 nnections of flexible hoses ....................................
3/2011
Figiel A.: Certyfikacja wyrobów dla górnictwa ......
97 Figiel A.: Certification of products for the mining
industry .................................................................
MECHANIZED SYSTEMS
3/2011
3/2011
Górski T., Skwarek M.: Kolejny krok ZZM S.A.
w automatyzację kompleksu ścianowego na przykładzie górniczego kombajnu ścianowego KSW1500EU ................................................................
Górski T., Skwarek M.: New step of ZZM jsc towards automation of longwall system on the
example of KSW-1500 EU longwall shearer ......
97
42
42
TRANSPORT I ODSTAWA
TRANSPORT AND CONVEING
3/2011
3/2011
52
3/2011
ZMECHANIZOWANE KOMPLEKSY
Kaczmarczyk K., Budzyński Z.: Ciągnik akumulatorowy PCA-1 do prac transportowych w wyrobiskach korytarzowych .....................................
45
4/2011
JAKOŚĆ, CERTYFIKACJA, NORMALIZACJA,
ZARZĄDZANIE
Zając R., Wierzbicka D., Czerniak D.: Wymagania
techniczne dla złączy wtykowych w połączeniach
hydraulicznych przewodów giętkich .....................
39
45
4/2011
Dobrzaniecki P.: Badania stanowiskowe górniczego napędu spalinowego .................................
Budzyński Z., Polnik B., Gąsior T.: Analiza porównawcza zastosowania napędu synchronicznego i asynchronicznego w górniczych lokomotywach akumulatorowych ....................................
Miszanskij J.A.: Efektywne wykorzystywanie
energii elektrycznej w systemach zasilania
w energię kopalń węgla ......................................
18
Kaczmarczyk K., Budzyński Z.: PCA-1 accumulator locomotive for transportation operations in
48 roadways ............................................................
48
57
4/2011
4/2011
Stankiewicz K., Jura J., Bartoszek S., Jagoda J.:
System diagnostyczny ładowarki bocznie wysypującej bazujący na iskrobezpiecznej magistrali
CAN .....................................................................
Stankiewicz K., Jura J., Bartoszek S., Jagoda J.:
Diagnostic system of side discharge loader basing on intrinsically safe CAN bus ........................
19
19
URZĄDZENIA WIERTNICZE
DRILLING MACHINES
3/2011
3/2011
Derda T., Rojek P.: Nowoczesne rozwiązanie
wiertnicy inżyniersko-geologicznej .......................
Derda T., Rojek P.: State-of-the-art solutions of
53 engineering-and-geological drill .........................
53
Prostański D., Kalita M.: Wóz wiertniczy MWW-1z
przeznaczony do mechanizacji procesu wiercenia
otworów strzałowych w wyrobiskach korytarzowych
Prostański D., Kalita M.: MWW-1z drilling jumbo
designed for mechanization of the process of dri61 lling blastholes in the roadways ..........................
61
WENTYLACJA I KLIMATYZACJA
VENTILATION AND CONDITIONING
3/2011
3/2011
Jedziniak M., Frydel W.: Uniwersalny system
przewietrzania i odpylania wyrobisk korytarzowych .....................................................................
Jedziniak M., Frydel W.: Versatile system for
ventilation and dust control in roadways .............
HYDRAULIKA I PNEUMATYKA
HYDRAULICS AND PNEUMATICS
3/2011
3/2011
Nieśpiałowski K., Jasiulek T., Miziak M.: Innowacyjny filtr samoczyszczący do instalacji wodnych
67
67
Nieśpiałowski K., Jasiulek T., Miziak M.: Inno74 vative self-cleaning filter for water installations
BEZPIECZEŃSTWO I ERGONOMIA
SAFETY AND ERGONOMICS
3/2011
3/2011
74
Winkler T.: Prace badawcze Laboratorium Metod Modelowania i Ergonomii Instytutu Techniki
Górniczej KOMAG na rzecz bezpieczeństwa pracy i ochrony zdrowia w górnictwie ........................
Winkler T.: Research work of the Laboratory of
Modelling Methods and Ergonomics at the
KOMAG Institute of Mining Technology for work
81 safety and health protection in the mining industry
81
Budzyński Z.: Przenośny sygnalizator optycznoakustyczny z własnym źródłem zasilania .............
Budzyński Z.: Movable optical – and – acoustic
89 signalling device with own power source ..............
89
4/2011
4/2011
Michalak D., Lesisz R., Jaszczyk Ł., Rozmus M.:
Repozytorium zdarzeń wypadkowych jako innowacyjna forma upowszechniania bezpiecznych
metod pracy w górnictwie ....................................
Michalak D., Lesisz R., Jaszczyk Ł., Rozmus M.:
Respository of accidents as the innovative form of
dissemination of safe work in the mining industry
EKSPLOATACJA I NIEZAWODNOŚĆ
OPERATION AND RELIABILITY
3/2011
3/2011
Warzecha M., Stankiewicz K., Jasiulek D.;
Rogala-Rojek J., Piecha A.: iRIS – system elektronicznej ewidencji środków trwałych w zakładach górniczych ...................................................
58
42
42
Warzecha M., Stankiewicz K., Jasiulek D.;
Rogala-Rojek J., Piecha A.: iRIS – System for
electronic fixed assets records in the mining
92 plants ....................................................................
92
OBUDOWY ŚCIANOWE
LONGWALL ROOF SUPPORTS
4/2011
4/2011
Jenczmyk D., Rogala-Rojek J., Piecha A.: Komputerowe wspomaganie oceny stanu technicznego sekcji obudowy zmechanizowanej w aspekcie obowiązujących przepisów .............................
Jenczmyk D., Rogala-Rojek J., Piecha A.: Computer-aided assement of technical condition of powered roof support in the aspect of regulations,
14 which are in force ..................................................
TARGI, WYSTAWY, KONFERENCJE
FAIR, EXHIBITIONS, CONFERENCES
4/2011
4/2011
Śledziński W.: Sprawozdanie z Międzynarodowych Targów Górnictwa, Przemysłu Energetycznego i Hutnictwa „Katowice 2011” .................
Śledziński W.: Report from the International Fair
of Mining, Power Industry and Metallurgy “Kato45 wice 2011” ............................................................
WSPOMNIENIE
COMMEMORATION
4/2011
4/2011
Zmarł prof. zw. dr hab. Jerzy Bogdan Antoniak ..
51 Prof. Antoniak passed away .................................
14
45
51
59

1(129)2012 - Instytut Techniki Górniczej KOMAG

Transkrypt

Podobne dokumenty

Karta produktu

Łatwy w instalacji i oszczędzający miejsce w szafie sterowniczej

Zawsze z sentymentem Okiem seniora

Dzień Mamy i Taty